FI121180B - A method for treating nickel plater ore - Google Patents

Description

MENETELMÄ NIKKELILATERIITTIMALMIN KÄSITTELEMISEKSI KEKSINNÖN ALAMETHOD FOR THE TREATMENT OF NICKEL LATERITE ORITES FIELD OF THE INVENTION

Keksintö kohdistuu menetelmään lateriittimalmien käsittelemiseksi siten, että 5 lateriittien sisältämät metallit saadaan vesiliukoiseen muotoon arvometallien, kuten nikkelin ja koboltin talteenottamiseksi. Erityyppiset nikkelilateriitit käsitellään samanaikaisesti ilman, että niitä erotellaan niiden sisältämän raudan ja/tai magnesiumpitoisuuden mukaan. Kun lateriitit esikäsitellään väkevällä mineraalihapolla siten, että lateriittien sisältämät metallit reagoivat 10 vesiliukoisiksi suoloikseen, lateriittien sisältämät silikaatit osittain hajoavat ja liuotuksen jälkeinen neste-kiintoaine-erotus tulee aikaisempaa helpommaksi. Menetelmän mukaisesti malmin ja hapon reaktiovaiheessa syntyvää vesihöyryä käytetään hyväksi malmin kuivauksessa ja reagoimatta jäänyt mineraalihappo kierrätetään prosessin alkupäähän.The invention relates to a method for treating laterite ores such that the metals contained in the laterites are obtained in a water-soluble form for the recovery of precious metals such as nickel and cobalt. The various types of nickel platerites are treated simultaneously without being separated by their iron and / or magnesium content. When the laterites are pretreated with concentrated mineral acid so that the metals in the laterites react to their water-soluble salts, the silicates in the laterites partially decompose and the liquid-solids separation after dissolution becomes easier. According to the method, the water vapor generated during the ore and acid reaction step is utilized in the drying of the ore and the unreacted mineral acid is recycled to the beginning of the process.

1515

KEKSINNÖN TAUSTABACKGROUND OF THE INVENTION

US-patentissa 4125588 on kuvattu menetelmää, jossa nikkelilateriittimalmi esikäsitellään väkevällä hapolla ennen nikkelin liuotusta. Kuvatussa menetelmässä lateriittimalmi kuivataan niin, että malmin kosteuspitoisuudeksi jää 20 alle 1%. Kuivattu malmi jauhetaan partikkelikokoon alueelle 65 - 100 mesh. Jauhettu malmi sekoitetaan väkevään happoon massasuhteessa noin 1:1. Metallien sulfatoitumisreaktiot käynnistetään lisäämällä lateriittia ja happoa sisältävään seokseen vettä 3 - 40% suhteessa lateriitin massaan. Sulfatoi-tuneet metallit liuotetaan veteen.U.S. Pat. No. 4,125,588 describes a process in which nickel plater ore is pretreated with concentrated acid prior to nickel leaching. In the method described, the laterite ore is dried so that the moisture content of the ore is less than 1%. The dried ore is ground to a particle size range of 65 to 100 mesh. The ground ore is mixed with concentrated acid in a weight ratio of about 1: 1. The sulfation reactions of the metals are initiated by adding water to the mixture containing laterite and acid in an amount of 3 to 40% relative to the mass of the laterite. The sulfated metals are dissolved in water.

25 US-patenttihakemuksessa 2006/0002835 on kuvattu menetelmää, jossa lateriittien liuotus tapahtuu kahdessa vaiheessa. Ensimmäisessä vaiheessa lateriittiseen malmiin sekoitetaan väkevää rikkihappoa. Toisessa vaiheessa malmi/happoseos lietetään veteen ja seosta liuotetaan, jotta nikkeli ja koboltti 30 liukenevat. Menetelmälle on oleellista, että esikäsittelyssä käytettävän väkevän rikkihapon määrä on stökiömetrinen malmissa oleviin ei-rautametal-leihin nähden, mutta ei rautaan. Esimerkin 5 mukaan happo/malmisuhde on 2 0,65. Pieni ylimäärä happoa on edullista siten, että myös pieni määrä raudasta liukenee, koska se saa aikaan nikkelin ja koboltin maksimi-liukenemisen. Menetelmän liuotusvaihe toteutetaan joko lämpötilassa 95 -105° C tai autoklaavissa lämpötilassa, joka on korkeintaan 150° C ja jossa 5 paine vastaa kyllästyneen höyryn painetta. Koboltin liukenemisen parantamiseksi liuotusvaiheeseen lisätään jotain sopivaa pelkistysainetta, kuten rikkidioksidia. Johtuen alistökiömetrisestä haponkäytöstä liuotuskäsittelyn alkuvaiheessa vain osa lateriitista liukenee. Menetelmässä joudutaan käyttämään huomattavan pitkiä viipymäaikoja liuotus-saostusvaiheeseen. ίο Menetelmän toimivuus edellyttää, että edellyttää, että lateriitissa on merkittävä osuus helposti liukenevaa saproliittista lateriittia, jolloin voidaan toimia ferriraudan saostusalueella.US Patent Application 2006/0002835 describes a process in which the dissolution of laterites occurs in two steps. In the first step, concentrated sulfuric acid is mixed with the laterite ore. In a second step, the ore / acid mixture is slurried in water and the mixture is dissolved to dissolve the nickel and cobalt. It is essential for the process that the amount of concentrated sulfuric acid used in the pretreatment is stoichiometric with respect to the non-ferrous metals in the ore but not to the iron. According to Example 5, the acid / ore ratio is 2 0.65. A small excess of acid is advantageous in that even a small amount of iron is solubilized because it causes maximum solubility of nickel and cobalt. The dissolution step of the process is carried out either at a temperature of 95 to 105 ° C or in an autoclave at a temperature of up to 150 ° C and a pressure of 5 to the saturated vapor pressure. To improve dissolution of the cobalt, a suitable reducing agent such as sulfur dioxide is added to the leaching step. Due to the use of sub-kemi-metric acid in the initial stage of the leaching treatment, only part of the laterite is dissolved. The process requires the use of remarkably long residence times for the dissolution-precipitation step. ίο The operation of the process requires the presence of a significant proportion of readily soluble saprolite laterite in the ferritic precipitation region.

US-patenttihakemuksen 2006/0002835 tekniikan tasossa on varsin 15 kattavasti kuvattu muita menetelmiä nikkelin ja muiden arvometallien talteenottamiseksi lateriiteista.Other processes for the recovery of nickel and other precious metals from laterites are quite well described in the state of the art in US patent application 2006/0002835.

Koska atmosfäärisen liuotusprosessin tuloksena syntyy hyvin hienojakoisia ja geelimäisiä liuotusjäännöksiä, kiintoaineen ja liuoksen erottaminen ja pesu 20 ovat erityisen vaativia ja muodostavat menetelmille erään suurimmista haasteista. Huolimatta useista atmosfääriseen liuotukseen perustuvista prosessi-patenteista ei tähän ongelmaan ole kuitenkaan kiinnitetty tarvittavaa huomiota. Kiintoaine-neste-erotuksen vaikeus vaihtelee myöskin huomattavassa määrin riippuen lateriittityypistä.Because the atmospheric leaching process results in very finely divided and gel-like leaching residues, separation and washing of the solid and solution are particularly demanding and present one of the major challenges to the processes. However, despite a number of process patents based on atmospheric leaching, due attention has not been paid to this problem. The difficulty of solid-liquid separation also varies considerably, depending on the type of laterite.

2525

KEKSINNÖN TARKOITUSPURPOSE OF THE INVENTION

Esillä olevan keksinnön tarkoituksena on poistaa aikaisemmissa menetelmissä esiintyneitä ongelmia ja aikaansaada menetelmä lateriittien liuottamiseksi tavalla, jossa erityisesti kiintoaineen erotus liuoksesta ei aiheuta 30 ongelmia. Keksinnöllä pyritään lisäksi parantamaan lateriittiprosessin taloudellisuutta hyväksikäyttämällä reaktioissa syntyvää lämpöä sekä talteen ottamalla reaktioissa kulumaton happo.The object of the present invention is to eliminate the problems encountered in the previous processes and to provide a method for dissolving the laterites in a manner in which separation of the solid from the solution in particular does not cause any problems. The invention further seeks to improve the economy of the laterite process by utilizing the heat generated in the reactions and recovering the acid which is not consumed in the reactions.

33

KEKSINNÖN YHTEENVETOSUMMARY OF THE INVENTION

Keksintö kohdistuu menetelmään nikkelilateriittimalmin käsittelemiseksi nikkelin ja koboltin talteenottoa ja neste-kiintoaine-erotuksen helpottamista 5 varten. Menetelmän mukaisesti a) murskatulle lateriittimalmille suoritetaan kuivaus myöhemmästä prosessivaiheesta tulevan höyryn avulla, b) kuivatulle malmille suoritetaan kuivajauhatus, c) hienojakoinen malmi johdetaan väkevällä mineraalihapolla 10 tapahtuvaan happokäsittelyn sekoitusvaiheeseen, jossa malmi sekoi tetaan homogeenisesti happoon, jonka määrä on vähintään stoikio-metrinen malmin sisältämiin metalleihin nähden, d) malmin ja hapon seos syötetään happokäsittelyn reaktiovaiheeseen, joka tapahtuu ympäristön paineessa ja lämpötilassa 150° C - hapon 15 kiehumispiste, jolloin happo ja malmi reagoivat keskenään; reaktioissa muodostuva vesihöyry otetaan talteen ja kierrätetään käytettäväksi malmin kuivaukseen, e) happokäsitelty lateriittimalmi johdetaan hapon talteenottoon, jossa happokäsittelyn sekoitusvaiheen reaktioissa reagoimatta jäänyt 20 happo otetaan talteen haihduttamalla, jonka jälkeen happo jäähdy tetään ja kierrätetään takaisin sekoitusvaiheeseen, f) hapon talteenotosta tuleva, happokäsitelty lateriittimalmi johdetaan metallien liuotusvaiheeseen, joka tapahtuu vedellä.The invention relates to a process for treating nickel plater ore for the recovery of nickel and cobalt and for facilitating liquid-solid separation. According to the method a) the crushed laterite ore is dried by steam from a subsequent process step, b) the dried ore is subjected to dry grinding, c) the fine ore is subjected to an acid treatment step of d) introducing the mixture of ore and acid into an acid treatment reaction step which takes place at ambient pressure and temperature of 150 ° C to the boiling point of the acid, whereby the acid and the ore react; the water vapor formed in the reactions is recovered and recycled for use in ore drying, to the metal leaching step which takes place with water.

25 Keksinnön mukaiselle menetelmälle on tyypillistä, että murskatun lateriitti-malmin raekoko on luokkaa 90% alle 10 mm. Kuivajauhatusvaiheessa malmi on edullista jauhaa raekokoon 90 % alle 500 pm, edullisesti 90% alle 150 pm.The process according to the invention is characterized in that the crushed laterite ore has a grain size of about 90% less than 10 mm. In the dry milling step, the ore is preferably milled to 90% less than 500 µm, preferably 90% to less than 150 µm.

30 Menetelmän mukaisesti happo ja lateriitti sekoitetaan homogeeniseksi seokseksi lämpötilassa, jossa metallit eivät vielä olennaisesti reagoi hapon kanssa.According to the method, the acid and the laterite are mixed into a homogeneous mixture at a temperature at which the metals do not yet substantially react with the acid.

44

Menetelmän mukaisessa happokäsittelyssä, johon kuuluvat hapon ja malmin sekoitusvaihe ja reaktiovaihe, lateriittimalmin metallit saatetaan muodostamaan mineraalihapon vesiliukoisia suoloja. Mineraalihappo on ainakin yksi 5 joukosta rikkihappo, typpihappo tai suolahappo tai vähintään kahden näiden seos. Mineraalihapon väkevyys on edullisesti luokkaa 70 - 98 p-%. Kun mineraalihappo on rikkihappo, reaktiovaihe on sulfatointi.In the acid treatment of the process, which includes an acid-ore mixing step and a reaction step, the metals of the laterite ore are made to form water-soluble salts of the mineral acid. The mineral acid is at least one of 5 sulfuric acid, nitric acid or hydrochloric acid, or a mixture of at least two of these. The concentration of the mineral acid is preferably in the range of 70 to 98% by weight. When the mineral acid is sulfuric acid, the reaction step is sulfation.

Keksinnön mukaiselle menetelmälle on tyypillistä, että reaktiovaiheeseen ίο syötettyä hapon ja malmin seosta lämmitetään vaiheen alkuosassa. Menetelmässä hapon talteenottovaiheelle on tyypillistä, että reagoimatta jäänyt happo haihdutetaan happokäsitellystä lateriitista. Haihdutus tapahtuu esimerkiksi kuumentamalla happokäsitelty lateriitti hapon kiehumispisteeseen normaalissa paineessa tai käyttämällä alipainetta.It is typical of the process according to the invention that the mixture of acid and ore introduced into the reaction step ωο is heated at the beginning of the step. In the process, the acid recovery step is characterized in that the unreacted acid is evaporated from the acid-treated laterite. Evaporation occurs, for example, by heating the acid-treated laterite to the boiling point of the acid under normal pressure or by applying a vacuum.

1515

Keksinnön erään suoritusmuodon mukaan vesiliuotusvaiheesta tuleva liete johdetaan neutralointivaiheeseen, jossa rauta saostetaan lietettä neutraloimalla.According to one embodiment of the invention, the slurry from the water leaching step is conducted to a neutralization step in which iron is precipitated by neutralizing the slurry.

20 Keksinnön erään toisen suoritusmuodon mukaan vesiliuotuksessa muodostuva liete johdetaan suoraan ioninvaihtokäsittelyyn, jossa ioninvaihtohartsi on selektiivinen nikkelin ja koboltin suhteen, loninvaihtokäsittelyn jäteliete johdetaan neutralointiin muiden metallien saostamiseksi.According to another embodiment of the invention, the slurry formed in the aqueous leaching is directly passed to the ion exchange treatment, in which the ion exchange resin is selective for nickel and cobalt, the sludge from the ion exchange treatment being led to neutralization to precipitate other metals.

2525

Keksinnön erään kolmannen suoritusmuodon mukaan vesiliuotuksessa muodostuva liete johdetaan sementointivaiheeseen, jossa arvometallit nikkeli ja koboltti sementoidaan liuoksesta rautapulverin avulla. Arvometallien sementoinnin ja magneettierotuksen jälkeen jäteliete johdetaan neutralointiin 30 muiden metallien saostamiseksi.According to a third embodiment of the invention, the slurry formed in the water leaching is passed to a cementation step in which the precious metals nickel and cobalt are cemented from the solution by iron powder. After cementation of the precious metals and magnetic separation, the sludge is led to neutralization 30 to precipitate other metals.

55

Keksinnön erään neljännen suoritusmuodon mukaan happokäsitellyn materiaalin vesiliuotusvaiheeseen syötetään neutralointiainetta raudan saostamiseksi hydroksidina nikkelin ja koboltin pysyessä vesiliukoisina suoloina. Neutralointiaine on edullisesti kalkki ja/tai kalkkimaito. Liuotus- ja 5 raudansaostusvaiheen jälkeen suoritetaan nikkelin ja koboltin saostus liuoksesta hydroksidina, sulfidina tai karbonaattina.According to a fourth embodiment of the invention, a neutralizing agent is introduced into the water-leaching step of the acid-treated material to precipitate iron as the hydroxide, while nickel and cobalt remain water-soluble salts. The neutralizing agent is preferably lime and / or lime milk. After the solubilization and 5 iron precipitation steps, the precipitation of the nickel and cobalt from the solution is carried out as the hydroxide, sulfide or carbonate.

Vielä keksinnön erään suoritusmuodon mukaan mineraalihappona käytetään rikkihappoa, ja ainakin osa happokäsitellystä materiaalista johdetaan termi-10 seen käsittelyyn, jossa rautasulfaatit hajotetaan rikin oksideiksi ja hema-tiitiksi. Rikin oksidit johdetaan rikkihappotehtaalle rikkihapon valmistamiseksi, jota happoa käytetään lateriittimalmin happokäsittelyyn. Termisestä käsittelystä tuleva, hematiitin ja vesiliukoiset metallisuolat käsittävä materiaali johdetaan vesiliuotukseen.According to yet another embodiment of the invention, sulfuric acid is used as the mineral acid, and at least part of the acid-treated material is subjected to a thermal treatment in which the iron sulfates are broken down into sulfur oxides and hematite. The sulfur oxides are led to a sulfuric acid plant to produce sulfuric acid, which is used for acid treatment of laterite ore. The material from the thermal treatment, comprising hematite and water-soluble metal salts, is led to water leaching.

1515

KUVALUETTELOLIST OF FIGURES

Kuva 1 on kaaviokuva eräästä keksinnön mukaisesta suoritusmuodosta, ja kuvat 2 - 5 ovat kaaviokuvia eräistä muista keksinnön mukaisista suoritusmuodoista.Fig. 1 is a schematic diagram of an embodiment of the invention, and Figs. 2 to 5 are schematic diagrams of some other embodiments of the invention.

2020

KEKSINNÖN YKSITYISKOHTAINEN SELOSTUSDETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION

Keksinnön mukaisessa menetelmässä kaikki erityyppiset nikkelilateriitit, kuten limoniitti, saproliitti ja nontroniitti tai niiden yhdistelmät, käsitellään yhdessä väkevällä mineraalihapolla (70-98%) siten, että lateriittien sisältä-25 mät metallit muodostavat vesiliukoisia mineraalihapon suoloja. Vaikka käsiteltävä lateriitti muodostuisikin useasta eri tyyppisestä lateriitista, niitä ei kuitenkaan keksinnön mukaisessa menetelmässä eroteta toisistaan. Lateriittien sisältämiä metalleja ovat lähinnä nikkeli, koboltti, mangaani, magnesium, alumiini, kromi ja rauta, joista arvomineraaleina pidetään 30 lähinnä nikkeliä ja kobolttia. Mineraalihapolla tarkoitetaan lähinnä rikkihappoa, suolahappoa tai typpihappoa tai niiden seosta. Jäljempänä puhutaan yksinkertaisuuden vuoksi rikkihaposta, mutta menetelmä soveltuu 6 myös muille mineraalihapoille. Samoin käytetään yksinkertaisuuden vuoksi termejä sulfatointi ja sulfatoitu lateriitti, mutta niitäkään ei ole tarkoitettu rajoittamaan keksinnön mukaisen menetelmän käyttöä muiden happojen avulla.In the process of the invention, all different types of nickel laterites, such as limonite, saprolite, and nontronite, or combinations thereof, are treated together with concentrated mineral acid (70-98%) so that the metals inside the laterites form water-soluble mineral acid salts. Although the laterite to be treated is composed of several different types of laterite, they are not distinguished in the process of the invention. The metals contained in the laterites are mainly nickel, cobalt, manganese, magnesium, aluminum, chromium and iron, of which 30 are mainly considered as nickel and cobalt. Mineral acid is essentially meant sulfuric acid, hydrochloric acid or nitric acid or a mixture thereof. For the sake of simplicity, sulfuric acid is discussed below, but the method is also applicable to other mineral acids. The terms sulfation and sulfated laterite are likewise used for the sake of simplicity, but are not intended to limit the use of the process of the invention by other acids.

55

Yleisesti lateriittien atmosfäärisessä liuotuksessa on neste-kiintoaine-erotus muodostunut ongelmaksi. Tämän keksinnön tarkoituksena on saada aikaan menetelmä, jonka neste/kiintoaine-erottumisominaisuudet ovat hyvät ja siten menetelmästä on mahdollista saada taloudellinen.In general, liquid-solid separation has become a problem in the atmospheric dissolution of laterites. It is an object of the present invention to provide a process having good liquid / solid separation properties and thus making the process economical.

1010

Prosessin kannalta on erityisen tärkeää, että hapon ja lateriitin sekoitus voidaan suorittaa optimaalisissa olosuhteissa. Tällöin olennaista on, että lateriitti on kuivaa ja raekooltaan riittävän hienoa. Lateriitin jauhatusasteeksi riittää kuitenkin normaali rikastekarkeus eli menetelmä ei vaadi varsinaista 15 hienojauhatusta. Mikäli raekoko on liian karkea, happo ei pääse tunkeutumaan lateriittirakeiden sisään, jonka seurauksena vesiliukoisten suolojen muodostuminen eli rikkihapon tapauksessa sulfatoituminen on hidasta ja jää usein vaillinaiseksi. Kostean lateriitin käyttö taas puolestaan aiheuttaa sulfatoitumisreaktion käynnistymisen hapon solvatoitumislämmön takia, mikä 20 vaikeuttaa lateriitin ja hapon sekoittumista keskenään.It is particularly important for the process that the mixing of the acid and the laterite can be performed under optimal conditions. In this case, it is essential that the laterite is dry and of sufficiently fine grain size. However, the level of grinding of the laterite is sufficient for the normal concentrate, i.e. the process does not require the actual fine grinding. If the grain size is too coarse, the acid will not penetrate into the laterite granules, which results in slow and often incomplete formation of water-soluble salts, in the case of sulfuric acid. The use of moist laterite, in turn, causes the sulfation reaction to be initiated due to the acid solvation heat, which makes it difficult to mix laterite and acid.

Keksinnön mukaista menetelmää kuvataan ohessa kuvan 1 mukaisen kaavion avulla. Menetelmän mukaisesti lateriittimalmi murskataan raekokoon 90 % alle 10 mm. Murskattu malmi kuivataan kuivausvaiheessa 1 käyttäen 25 hyväksi myöhemmän reaktiovaiheen 4 sulfatoitumisreaktioissa syntyvää vesihöyryä. Kuivattu lateriittimalmi johdetaan kuivajauhatusvaiheeseen 2, jossa se hienonnetaan tyypillisesti raekokoon 90 % alle 500 pm, edullisesti 90 % alle 150 pm esimerkiksi käyttäen kuulamyllyä.The method according to the invention is described below with reference to the diagram of Fig. 1. According to the method, laterite ore is crushed 90% to a grain size of less than 10 mm. The crushed ore is dried in drying step 1 using the water vapor generated in the sulfation reactions of the subsequent reaction step 4. The dried laterite ore is conducted to a dry milling step 2, where it is typically comminuted to a grain size of 90% to less than 500 µm, preferably 90% to less than 150 µm, for example using a ball mill.

30 Kuivauksen ja jauhatuksen jälkeen lateriitti johdetaan happokäsittelyn sekoi-tusvaiheeseen 3, jossa lateriittimalmi ja väkevä rikkihappo sekoitetaan homogeenisesti toisiinsa jossakin sopivassa laitteessa, kuten esimerkiksi ruuvi- 7 sekoittimessa, rumpumaisessa tai muussa reaktorissa. Happoa lisätään sellainen määrä, että sitä on vähintään stoikiometrisessä suhteessa lateriitissa oleviin metalleihin nähden. Sekoitusvaiheen lämpötila säädetään edullisesti olemaan alle 100 °C, jotta syntyvä seos ei kovetu ja vaikeuta 5 jatkokäsittelyä. Tarkoituksena on toimia lämpötilassa, joissa sulfatoitumista ei vielä tapahdu.After drying and grinding, the laterite is introduced into an acid treatment mixing step 3, where the laterite ore and concentrated sulfuric acid are homogeneously mixed in a suitable apparatus, such as a screw mixer, drum or other reactor. The acid is added in an amount such that it is at least stoichiometric to the metals in the laterite. The temperature of the mixing step is preferably adjusted to be below 100 ° C in order not to harden the resulting mixture and hinder further processing. The purpose is to operate at a temperature where sulfation does not yet occur.

Sekoitusvaiheen jälkeen seos siirretään reaktiovaiheeseen 4, jossa prosessin lämpötilaa nostetaan aluksi ulkoisen lämmityksen avulla, minkä ίο jälkeen lateriitin ja hapon väliset reaktiot alkavat tuottaa lämpöä ja prosessi on pääosin autoterminen. Reaktiovaihe tapahtuu ympäristön paineessa ja lämpötilassa noin 150-300° C. Lämpöä voidaan lisätä prosessin alkuvaiheissa esim. sisäisen tai ulkoisen lämmityksen, kuten polttimen avulla haluttujen kemiallisten reaktioiden tehostamiseksi. Prosessin lämpötilana voi 15 olla korkeintaan hapon kiehumispiste eli toimintalämpötila on alle 339° C, kun kyseessä on rikkihappo. Lateriitit sisältävät tyypillisesti runsaasti kidevettä ja sen lisäksi esimerkiksi sulfatoitumisreaktioissa syntyy merkittävä määrä vettä, jotka haihtuvat kuumennuksen aikana. Syntyvä vesihöyry otetaan talteen ja hyödynnetään lateriittia kuivattaessa, kuten edellä on 20 todettu. US-patentin 4,125,588 mukaisessa menetelmässä sulfatointivaihee-seen lisätään vettä, mutta tämän keksinnön mukaisessa menetelmässä vettä ei lisätä reaktiovaiheeseen. Sekä sekoitus- että reaktiovaihe samoin kuin myös myöhemmän vaiheen liuotus tapahtuvat kaikki ympäristön paineessa, eli systeemi on atmosfäärinen. Happokäsittelystä tuleva materiaali on 25 luonteeltaan kiinteä ja jauhemainen ja siten helposti käsiteltävää.After the mixing step, the mixture is transferred to reaction step 4, where the process temperature is initially raised by external heating, after which the reactions between the laterite and the acid begin to produce heat and the process is mainly autothermal. The reaction step takes place at ambient pressure and temperature of about 150-300 ° C. The heat can be increased during the early stages of the process, for example by internal or external heating, such as a burner, to enhance the desired chemical reactions. The temperature of the process can be up to a maximum boiling point of the acid, i.e. an operating temperature of less than 339 ° C for sulfuric acid. Laterites typically contain large amounts of crystalline water and, in addition, significant amounts of water are generated, for example, during sulphation reactions, which evaporate during heating. The resulting water vapor is recovered and utilized in drying laterite, as noted above. In the process of U.S. Patent 4,125,588, water is added to the sulfation step, but in the process of this invention, water is not added to the reaction step. Both the mixing and reaction steps, as well as the subsequent step leaching, all occur at ambient pressure, i.e. the system is atmospheric. The material resulting from the acid treatment is of a solid and powder nature and thus easy to handle.

Happoylimäärän käyttö lateriitin sisältämiin metalleihin nähden parantaa metallien saattamista vesiliukoiseksi suoloikseen (sulfatoitumista) ja täten parantaa metallien talteenottoastetta. Haittapuolena tällöin on happo- ja 30 neutralointikustannusten kasvu. Hapon kulutusta prosessissa pienennetään käyttämällä reagoimatta jääneen jäännöshapon kierrätystä. Jäännöshappo haihdutetaan happokäsitellystä lateriitista hapon talteenottovaiheessa 5.The use of excess acid relative to the metals contained in the laterite improves the rendering of the metals water-soluble salts (sulfation) and thus improves the metal recovery rate. The disadvantage here is an increase in acid and neutralization costs. The acid consumption in the process is reduced by recycling the unreacted residual acid. The residual acid is evaporated from the acid treated laterite in the acid recovery step 5.

88

Haihdutus tapahtuu esimerkiksi kuumentamalla happokäsitelty lateriitti hapon kiehumispisteeseen 339° C. Toinen vaihtoehto on käyttää alipainetta, jolloin hapon kiehumispiste on matalampi. Haihdutuksen jälkeen hapon annetaan jäähtyä ja tiivistyä nesteeksi, joka kierrätetään takaisin sekoitus-5 vaiheeseen 3.Evaporation occurs, for example, by heating the acid-treated laterite to an acid boiling point of 339 ° C. Another alternative is to use a vacuum, whereby the acid boiling point is lower. After evaporation, the acid is allowed to cool and condense to a liquid, which is recycled back to mixing step 3.

Kun lateriitti reagoi esimerkiksi rikkihapon kanssa, sitä voidaan kuvata seuraavilla yksinkertaistetuilla reaktioyhtälöillä: ίο 2 FeOOH + 3H2S04 => Fe2(S04)3 + 4H20 (1)When the laterite reacts, for example, with sulfuric acid, it can be described by the following simplified reaction equations: ωο 2 FeOOH + 3H2SO4 => Fe2 (SO4) 3 + 4H2O (1)

NiO + H2S04 => NiS04 + H20 (2) 2 CoOOH + 3 H2S04 => Co2(S04)3 + 4H20 (3)NiO + H2SO4 => NiSO4 + H2O (2) 2 CoOOH + 3 H2SO4 => Co2 (SO4) 3 + 4H2O (3)

Al203 + 3 H2S04 => AI2(S04)3 + 3H20 (4)Al 2 O 3 + 3 H 2 SO 4 => Al 2 (SO 4) 3 + 3 H 2 O (4)

MgO + H2S04 => MgS04 + H20 (5) 15 M20 + H2S04 => M2S04 + H20 (M = Na, K) (6)MgO + H 2 SO 4 => MgSO 4 + H 2 O (5) 15 M 2 O + H 2 SO 4 => M 2 SO 4 + H 2 O (M = Na, K) (6)

Keksinnön mukaisessa menetelmässä hyödynnetään ilmiöitä, joiden mukaan väkevähappokäsittelyssä ja mahdollisesti myös korkeammissa lämpötiloissa tapahtuvissa vaiheissa lateriittien sisältämät silikaatit osittain dehydratoituvat. 20 Samalla niiden kiderakenne osittain muuttuu siten, että liuotuksen jälkeinen neste-kiintoaine-erotus helpottuu.The process of the invention utilizes phenomena according to which the silicates contained in the laterites are partially dehydrated during the concentrated acid treatment and possibly also at higher temperatures. At the same time, their crystal structure is partially modified to facilitate the liquid-solid separation after leaching.

Kuvan 1 mukaisen happokäsittelyn ja hapon talteenottovaiheen jälkeen kiinteä hienojakoinen materiaali, joka sisältää hapon vesiliukoiset suolat, 25 johdetaan varsinaiseen liuotusvaiheeseen 6, missä kiintoaineeseen johdetaan vettä. Vesiliuotusvaihe tapahtuu atmosfäärisissä olosuhteissa eli lämpötilassa 80 -105° C ja ympäristön paineessa. Liuotusvaiheen kesto riippuu lateriittimalmin raekoosta ja koostumuksesta ja on tyypillisesti välillä 1 - 2 h.After the acid treatment of Figure 1 and the acid recovery step, a solid finely divided material containing water soluble salts of the acid is passed to the actual dissolution step 6 where water is introduced into the solid. The water leaching step takes place under atmospheric conditions, i.e. at a temperature of 80 to 105 ° C and at ambient pressure. The duration of the leaching step depends on the grain size and composition of the laterite ore and is typically between 1 and 2 h.

30 Happokäsitellyn lateriittimalmin liuotusvaiheessa 6 kaikki lateriitin sisältämät sulfatoituneet metallit liukenevat. Kuvan 1 mukaisessa vaihtoehdossa metallipitoisesta liuoksesta erotetaan rauta, joka on pääosin kolmiarvoisena 9 neutraloimalla liuosta neutralointivaiheessa 7 jollakin sopivalla neutra-lointiaineella, jolloin rauta saostuu, mutta nikkeli- ja kobolttisuolat säilyvät vesiliukoisena. Edullisia neutralointiaineita ovat kalkkikivi ja/tai kalkkikivimaito, jolloin rauta saostuu hydroksidina. Jos rauta halutaan 5 saostaa esimerkiksi jarosiittina, käytetään lisäksi muita tunnettuja saostuksen apuaineita kuten natriumsulfaattia. Samanaikaisesti raudan kanssa saostetaan alumiini ja pääosa kromista, joten ne menevät liuotusjätteeseen.In the leaching step 6 of the acid-treated laterite ore, all the sulphated metals contained in the laterite are dissolved. In the alternative of Figure 1, iron is removed from the metal-containing solution, which is essentially trivalent 9 by neutralizing the solution in a neutralization step 7 with a suitable neutralizing agent, whereupon the iron precipitates but the nickel and cobalt salts remain water soluble. Preferred neutralizing agents are limestone and / or limestone milk whereby iron precipitates as hydroxide. If it is desired to precipitate iron, for example as jarosite, other known precipitating aids such as sodium sulfate are additionally used. At the same time, iron and most of the chromium are precipitated with iron, so they go into leaching waste.

Vesiliuotusvaiheen 6 ja neutraloinnin 7 jälkeen suoritetaan kiintoaine-erotus ίο 8, jossa kiintoaine erotetaan nesteestä tyypillisillä erotustavoilla, kuten sakeuttamalla ja/tai suodattamalla, jolloin kiintoaineeseen jääneet aineet, kuten rauta ja silikaatit saadaan erotettua liuoksesta. Kaikki liuenneet metallit ja erityisesti arvometallit sisältävä liuos (PLS) johdetaan seuraavaan, liuoksen jatkokäsittelyvaiheeseen, jossa liuenneita ioneja saadaan 15 tehokkaasti erotettua ja johdettua seuraaviin prosessivaiheisiin (ei tarkemmin kuvassa). Kuten edellä todettiin, keksinnön mukaisessa lateriittien käsittelyssä silikaattien rakenne muuttuu siten, että liuos-kiintoaine-erotus ei aiheuta geeliytymistä ja on siten helppo suorittaa. Menetelmälle on siis tyypillistä, että liuotusjätteen ominaisuuksista johtuen lietteen sakeutus ja 20 pesu voidaan toteuttaa huomattavasti pienemmillä laitteilla kuin esimerkiksi suoran happoliuotuksen jälkeen. Samalla lopulliseen jätteeseen jäävä arvometallien osuus saadaan myös oleellisesti pienemmäksi kuin tunnetuissa menetelmissä.After the water leaching step 6 and the neutralization 7, a solid separation is carried out, whereby the solid is separated from the liquid by typical separation techniques, such as thickening and / or filtration, to recover solids such as iron and silicates from the solution. All the dissolved metals, and especially the solution containing precious metals (PLS), are passed to the next step of the solution processing, where the dissolved ions can be effectively separated and led to the following process steps (not shown in detail). As noted above, in the laterite treatment of the invention, the structure of the silicates is altered such that solution-solid separation does not cause gelling and is thus easy to perform. It is thus typical of the process that, due to the properties of the leaching waste, the thickening and washing of the slurry can be carried out with significantly smaller equipment than, for example, after direct acid leaching. At the same time, the proportion of precious metals remaining in the final waste is also substantially reduced than in known methods.

25 Haluttujen arvometallien, kuten nikkelin ja koboltin, talteenotto liuoksesta tapahtuu tunnetuilla tavoilla saostamalla ne raudan saostuksen jälkeen hydroksidina, sulfidina tai karbonaattina eikä niitä ole kaaviossa tarkemmin esitetty. Saostuksessa käytetään tyypillisiä kemikaaleja kuten esimerkiksi rikkivetyä, natriumvetysulfaattia, kalkkia, magnesiumhydroksidia tai natrium-30 karbonaattia.Desirable precious metals such as nickel and cobalt are recovered from solution by known methods after precipitation of iron as the hydroxide, sulfide or carbonate, and are not shown in the Scheme. Typical chemicals such as hydrogen sulfide, sodium hydrogen sulfate, lime, magnesium hydroxide or sodium carbonate are used in the precipitation.

1010

Magnesiumin ja mangaanin poisto liuoksesta tapahtuu korkeassa pH-arvossa, tyypillisesti alueella 9 -11 käyttäen kalkkia tai vastaavia neutralointiaineita, jolloin Mg ja Mn saostuvat pääosin hydroksideina.Removal of magnesium and manganese from the solution occurs at high pH, typically in the range of 9 to 11, using lime or similar neutralizing agents, whereby Mg and Mn are mainly precipitated as hydroxides.

5 Kuvassa 2 on esitetty eräs toinen keksinnön mukainen vaihtoehto vesi-liuotusvaiheesta 6 tulevan sakan käsittelemiseksi. Menetelmän alkuvaiheet suoritetaan kuten edellä on kuvattu. Tälle vaihtoehdolle on tyypillistä, että liuotuksen jälkeen ei suoriteta neste-kiintoaine-erotusta lainkaan, vaan koko lietemäärä johdetaan ioninvaihtokäsittelyyn 9, jossa arvometallit, kuten ίο nikkeli ja koboltti, otetaan talteen ioninvaihtohartsin avulla suoraan lietteestä nk. resin-in-pulp-konseptin mukaisesti, loninvaihtohartsiin tapahtuvan adsorption jälkeen hartsi johdetaan eluointivaiheeseen 10, jossa se eluoidaan hapolla tai vastaavalla eluentilla ja arvometallipitoinen eluointiliuos johdetaan jatkokäsittelyyn. Hartsi kierrätetään takaisin ioninvaihtovaiheeseen 15 9. Arvometallit otetaan talteen eluointiliuoksesta esimerkiksi sulfidi- saostuksen tai neste-nesteuuton avulla, joita ei ole kuvattu tarkemmin, loninvaihtovaiheesta tuleva jäteliete, joka sisältää raudan ja silikaatit, johdetaan neutralointivaiheisiin, joissa mm. rauta, alumiini, mangaani ja magnesium saostetaan pois liuoksesta.Figure 2 shows another alternative of the invention for treating a precipitate from the water-leaching step 6. The initial steps of the method are carried out as described above. It is typical of this alternative that after leaching there is no liquid-solid separation at all, but the entire slurry is led to an ion exchange treatment 9 where valuable metals such as nickel and cobalt are recovered directly from the slurry by an ion exchange resin concept. after adsorption on the ion exchange resin, the resin is subjected to an elution step 10 where it is eluted with an acid or a similar eluent and the precious metal-containing elution solution is subjected to further treatment. The resin is recycled to the ion exchange step 15 9. The precious metals are recovered from the eluent solution by, for example, sulfide precipitation or liquid-liquid extraction, not described in more detail, the sludge from the ion exchange step containing iron and silicates is led to neutralization steps iron, aluminum, manganese and magnesium are precipitated out of solution.

2020

Kuvassa 3 nähdään kolmas keksinnön mukainen vaihtoehto vesiliuotuksesta 6 tulevan sakan käsittelemiseksi. Halutut arvometallit, kuten nikkeli ja koboltti, otetaan talteen liuotusvaiheesta 6 tulevasta lietteestä sementointi-vaiheessa 11 sementoimalla ne sopivan karkeuden omaavalla rauta-25 jauheella, jolloin arvometallit jäävät rautajauheeseen. Tässäkään tapauksessa lietteelle ei suoriteta neste-kiintoaine-erotusta ennen arvometallien talteenottoa. Rautajauhe erotetaan lietteestä magneettisen erotuksen vaiheessa 12 esimerkiksi heikkomagneettisen erottimen avulla. Rauta-jauheen ja arvometallien seos johdetaan arvometallien liuotusvaiheeseen 13, 30 jossa seos liuotetaan hapolla ja liuos johdetaan jatkokäsittelyyn nikkelin ja koboltin talteenottamiseksi. Arvometallien sementoinnin yhteydessä syntyvä jäteliete, joka sisältää raudan ja silikaatit, johdetaan neutralointivaiheisiin, 11 joissa mm. rauta, alumiini, mangaani ja magnesium saostetaan pois liuoksesta.Figure 3 shows a third alternative embodiment of the invention for treating a precipitate from water 6. The desired precious metals, such as nickel and cobalt, are recovered from the slurry from leaching step 6 in the cementation step 11 by cementing them with iron powder of suitable coarseness, whereby the precious metals remain in the iron powder. Again, the slurry is not subjected to liquid-solid separation prior to recovery of the precious metals. The iron powder is separated from the slurry in step 12 of magnetic separation, for example by means of a weak magnetic separator. The alloy of iron powder and precious metals is passed to a precious metal leaching step 13 where the alloy is dissolved in an acid and the solution is subjected to further treatment to recover the nickel and cobalt. The sludge from the cementation of precious metals, containing iron and silicates, is led to neutralization steps 11 in which mm. iron, aluminum, manganese and magnesium are precipitated out of solution.

Kuvassa 1 esitettyä, keksinnön mukaista prosessia voidaan modifioida myös 5 kuvan 4 mukaisesti, jossa on esitetty, että happokäsittelyn jälkeinen vesi-liuotusvaihe 6 voidaan suorittaa myös yhdistettynä liuotusvaiheena 14, jossa happokäsiteltyä lateriittimalmia käsitellään suoraan neutraloivalla liuoksella lisäämällä vesifaasiin tarvittava määrä kalkkikiveä. Tällöin tapahtuu samassa vaiheessa sekä lateriitin vesiliukoisten suolojen liuotus että liuoksen ίο neutralointi ja sen seurauksena raudan saostus. Tässä vaihtoehdossa tarvitaan vain yksi kiintoaineen ja nesteen erotusvaihe 15, jossa sekä liuotusjäte että muodostunut kipsi ja rautasakka erotetaan liuoksesta. Nikkeliä ja kobolttia sisältävä PLS-liuos menee jatkokäsittelyyn, esimerkiksi sulfidisaostukseen 16 ja loppuliuos magnesiumin ja mangaanin poisto-15 vaiheeseen 17, jossa metallit saostetaan liuoksesta neutraloimalla. Loppuliuos on lähinnä vettä, joka voidaan kierrättää liuotusvaiheeseen (ei tarkemmin kuvassa).The process of the invention illustrated in Figure 1 can also be modified according to Figure 5, which shows that the water-leaching step 6 after the acid treatment can also be performed as a combined leaching step 14 where the acid-treated laterite ore is directly treated with neutralizing solution by adding the required amount of limestone. In this case, both the dissolution of the water-soluble salts of the laterite and the neutralization of the solution, and consequent iron precipitation, occur in the same step. In this alternative, only one solid-liquid separation step 15 is required, in which both the leaching residue and the gypsum and iron precipitate formed are separated from the solution. The PLS solution containing nickel and cobalt is subjected to further treatment, for example sulfide precipitation 16, and the final solution to magnesium and manganese removal step 15, where the metals are precipitated from the solution by neutralization. The final solution is essentially water that can be recycled to the leaching step (not shown in detail).

Kuvassa 5 on esitetty vielä eräs keksinnön mukainen vaihtoehto happo-20 käsitellyn lateriitin jatkokäsittelemiseksi. Sekoitus- ja reaktiovaiheista tuleva materiaali syötetään hapon talteenottovaiheen 5 jälkeen kokonaan tai osittain termiseen käsittelyvaiheeseen 18, joka voi tapahtua esimerkiksi rumpu- tai leijukerrosuunissa. Termisessä käsittelyvaiheessa tarvitaan lämpöenerigaa, jota saadaan esimerkiksi hiiltä polttamalla. Kun happona on 25 rikkihappo, happokäsittelyssä lateriitin rauta reagoi rautasulfaatiksi, joka hajoaa nyt termisessä käsittelyssä hematiitiksi ja rikkioksidiksi. Rikki-oksidikaasut (S02 ja S03) johdetaan edelleen happotehtaalle 19, josta syntyvä happo kierrätetään edelleen happokäsittelyvaiheeseen 3. Hematiittia sisältävä materiaali johdetaan vesiliuotukseen 6, jossa nikkeli, koboltti ja 30 magnesium liukenevat ja otetaan talteen edellä kuvatuilla menetelmillä. Happokäsiteltyyn lateriittiin jäänyt vapaa happo voidaan haihduttaa kuten 12 aikaisemmin on kuvattu ennen termistä hajotusta. Menettelyn etuina ovat helposti käsiteltävä jätemateriaali ja alentuneet happokustannukset.Figure 5 shows another alternative of the invention for further treatment of acid-20 treated laterite. After the acid recovery step 5, the material from the mixing and reaction steps is fed wholly or partly to the thermal treatment step 18, which may take place, for example, in a drum or fluidized bed furnace. The thermal treatment step requires thermal energy, for example obtained by burning coal. When the acid is 25 sulfuric acid, in the acid treatment, the iron of the laterite reacts to ferrous sulfate, which now decomposes in the thermal treatment to hematite and sulfur oxide. The sulfur oxide gases (SO 2 and SO 3) are further passed to the acid plant 19, whereupon the resulting acid is further recycled to the acid treatment step 3. The hematite-containing material is introduced into aqueous leaching 6, where nickel, cobalt and magnesium are dissolved and recovered. The free acid remaining in the acid-treated laterite can be evaporated as described previously before thermal decomposition. The advantages of the procedure are easy-to-handle waste material and reduced acid costs.

ESIMERKITEXAMPLES

5 Seuraavilla esimerkeillä havainnollistetaan keksinnön käyttötapaa. Esimerkeissä käytetty lateriittimalmi on nontroniittista ja sen koostumus on esitetty taulukossa 1. Malmi on kuivattu ja murskattu kokoon 100% alle 1 mm ennen kokeita.The following examples illustrate the practice of the invention. The laterite ore used in the examples is nontronite and its composition is shown in Table 1. The ore has been dried and crushed to 100% less than 1 mm before testing.

ίο Taulukko 1. Nikkelilateriitin koostumus.Table 1. Composition of Nickel Laterite.

AI Co Fe Mg Ni %_%_%_%_% 3.6_0.036_146_5J_0.72AI Co Fe Mg Ni% _% _% _% _% 3.6_0.036_146_5J_0.72

Esimerkki 1.Example 1.

Kuiva lateriitti jauhettiin kuulamyllyllä raekokoon 95% alle 105 pm. Happona käytettiin rikkihappoa. Rikkihappoa ja lateriittia sekoitettiin sekoitusvaiheessa 15 keskenään massasuhteessa 1:1. 348 g seosta syötettiin reaktiovaiheeseen rumpu-uuniin, jonka lämpötila rummun keskikohdalla oli 250 °C. Seoksen viiveaika rummun kuumassa osassa oli noin 30 min. Rumpu-uuni tuotteen massa oli 296.3 g. Rumpu-uunituotteen koostumus on esitetty Taulukossa 2.The dry laterite was ground on a ball mill 95% to a grain size of less than 105 µm. Sulfuric acid was used as the acid. Sulfuric acid and laterite were mixed in a mixing step 15 in a weight ratio of 1: 1. 348 g of the mixture was fed to the reaction stage in a drum oven at a temperature of 250 ° C in the center of the drum. The lag time of the mixture in the hot part of the drum was about 30 min. The weight of the drum oven product was 296.3 g. The composition of the drum oven product is shown in Table 2.

20 Taulukko 2. Rumpu-uunituotteen koostumus.20 Table 2. Composition of the drum oven product.

AI Co Fe Mg Ni %_%_%_%_% 1,08_0.031_8J32_274_0.48AI Co Fe Mg Ni% _% _% _% _% 1,08_0.031_8J32_274_0.48

Rumpu-uunissa käsiteltyä sulfatoitunutta lateriittia liuotettiin liuotusvaiheessa 294.8 g 1 litraan vettä titaanireaktorissa. Liuotuskokeen kesto oli 6 tuntia ja lietteen lämpötila 80 °C. Kiintoaineen metallipitoisuudet liuotuksen aikana on 25 esitetty taulukossa 3. Liuotusjäännöksen massa oli 140.2 g. Metallien saannot liuokseen on esitetty Taulukossa 4.In the drum furnace, the sulphated laterite treated in the leaching step was dissolved in 294.8 g in 1 liter of water in a titanium reactor. The duration of the dissolution test was 6 hours and the slurry temperature was 80 ° C. The metal concentrations of solids during leaching are shown in Table 3. The mass of the leaching residue was 140.2 g. The yields of metals in the solution are shown in Table 4.

1313

Taulukko 3. Kiintoaineen metallipitoisuudet liuotuksen aikana.Table 3. Solid metal concentrations during leaching.

Liuotusaika AI Co Fe Mg Ni h__%_%_%_%_% 0 1.08 0.031 8.82 2.74 0.48 1 0.27 <0.004 2.25 0.8 0.061 2 0.24 <0.004 2.04 0.75 0.056 4 0.26 <0.004 2.07 0.74 0.052 6 0.25 <0.004 1.96_073_0.05Solubility AI Co Fe Mg Ni h __% _% _% _% _% 0 1.08 0.031 8.82 2.74 0.48 1 0.27 <0.004 2.25 0.8 0.061 2 0.24 <0.004 2.04 0.75 0.056 4 0.26 <0.004 2.07 0.74 0.052 6 0.25 <0.004 1.96_073_0. 05

Taulukko 4. Metallien saannot liuokseen, AI Co Fe Mg Ni %_%_%_%_% 89.0_>93.9_804_8^3_95.0 5 Esimerkki 2Table 4. Metals Yields in Solution, Al Co Fe Mg Ni% _% _% _% _% 89.0_> 93.9_804_8 ^ 3_95.0 Example 2

Seuraavalla esimerkillä havainnollistetaan jauhatuksen merkitys nikkelin saantoon liuotuksessa. Testi toteutettiin jauhamattomalla malmilla, joka oli murskattu raekokoon 100% alle 1mm. Rikkihappoa ja lateriittia sekoitettiin sekoitusvaiheessa keskenään massasuhteessa 1:1. Reaktiovaihe toteutettiin ίο rumpu-uunissa, johon syötettiin 400 g seosta. Rumpu-uunin lämpötila rummun keskikohdalla oli 250 °C. Seoksen viiveaika rummun kuumassa osassa oli noin 27 min. Rumpu-uuni tuotteen massa oli 279.1 g. Rumpu-uunituotteen koostumus on esitetty Taulukossa 5.The following example illustrates the importance of refining for nickel yield in leaching. The test was performed on unground milled Malmi, which was crushed to 100% grain size less than 1mm. Sulfuric acid and laterite were mixed in a mixing ratio of 1: 1 by weight. The reaction step was carried out in a drum oven fed with 400 g of the mixture. The temperature of the drum oven at the center of the drum was 250 ° C. The lag time of the mixture in the hot part of the drum was about 27 min. The weight of the drum oven product was 279.1 g. The composition of the drum oven product is shown in Table 5.

15 Taulukko 5. Rumpu-uunituotteen koostumus.15 Table 5. Composition of the drum oven product.

Äi Co Fe Mg Ni %_%_%_%_% 1.8 0.016 7.9 2.6 0.38 200 g rumpu-uunissa käsiteltyä sulfatoitunutta lateriittia liuotettiin liuotusvaiheessa 1 litraan vettä 1 litran titaanireaktorissa. Liuotuskokeen kesto oli 6 tuntia ja lietteen lämpötila 80 °C. Kiintoaineen metallipitoisuudet 20 liuotuksen aikana on esitetty taulukossa 6. Liuotusjäännöksen massa oli 66.2 g. Metallien saannot liuokseen on esitetty Taulukossa 7.Äi Co Fe Mg Ni% _% _% _% _% 1.8 0.016 7.9 2.6 0.38 200 g of sulphated laterite treated in a drum furnace were dissolved in 1 liter of water in a 1 liter titanium reactor. The duration of the dissolution test was 6 hours and the slurry temperature was 80 ° C. The metal concentrations of the solids during 20 leachings are shown in Table 6. The weight of the leaching residue was 66.2 g. The yields of metals in the solution are shown in Table 7.

1414

Taulukko 6. Kiintoaineen metallipitoisuudet liuotuksen aikana.Table 6. Solid metal concentrations during leaching.

Liuotusaika AI Co Fe Mg Ni h__%_%_%_%_% 0 1.8 0.016 7.9 2.6 0.38 1 1.26 0.008 7.37 2.56 0.302 2 1.25 0.005 7.34 2.55 0.289 4 1.17 0.005 7.07 2.52 0.267 6 1.12 0.004 7.03 2.59 0.255Solubility AI Co Fe Mg Ni h __% _% _% _% _% 0 1.8 0.016 7.9 2.6 0.38 1 1.26 0.008 7.37 2.56 0.302 2 1.25 0.005 7.34 2.55 0.289 4 1.17 0.005 7.07 2.52 0.267 6 1.12 0.004 7.03 2.59 0.255

Taulukko 7. Metallien saannot liuokseen, AI Co Fe Mg Ni %_%_%_%_% 79.4_91.7 70,5 67.0 77.8 5 Esimerkki 3Table 7. Metals Yields in Solution, Al Co Fe Mg Ni% _% _% _% _% 79.4_91.7 70.5 67.0 77.8 Example 3

Seuraavalla esimerkillä havainnollistetaan hapon ja lateriitin massasuhteen merkitystä nikkelin saantoon liuotuksessa. Esimerkin 1 tapaan tehtiin kaksi muuten samanlaista koetta, mutta happoa käytettiin suhteissa 0.6 ja 0.8 kg/kg lateriittia. Hapon määrä, joka ei kulunut käsittelyn sulfatointireaktioissa, ίο määritettiin vesiliuotuksen jälkeen titraamalla liuokseen jäänyt happo. Taulukossa 8 on esitetty hapon ja lateriitin suhteen vaikutus metallien saanteihin sekä reagoimattoman hapon määrään. Taulukosta nähdään, että metallien saannot paranevat selvästi happomäärän kasvaessa suhteessa lateriitin massaan. Tällöin myös reagoimattoman hapon määrä kasvaa. Tulos 15 osoittaa, että maksimaalisen nikkelisaannon vuoksi happoa täytyy käyttää määriä, jotka ovat likimain massasuhteessa 1:1 lateriittiin nähden. Kun happoa kierrätetään tässä keksinnössä esitetyllä tavalla, päästään oleellisiin kustannussäästöihin hapon kulutuksen osalta.The following example illustrates the importance of the weight ratio of acid to laterite in nickel yield in leaching. As in Example 1, two otherwise similar experiments were performed, but the acid was used in ratios of 0.6 and 0.8 kg / kg of laterite. The amount of acid that did not pass in the treatment sulfation reactions was determined after titration with water by titrating the acid remaining in the solution. Table 8 shows the effect of acid to laterite on metal intake and the amount of unreacted acid. It can be seen from the table that the yields of metals clearly improve as the acid content increases with the mass of the laterite. This also increases the amount of unreacted acid. Result 15 shows that, for maximum nickel yield, the acid must be used in amounts approximately 1: 1 by weight to laterite. When the acid is recycled as disclosed in this invention, substantial cost savings are achieved in terms of acid consumption.

2o Taulukko 8. Metallien saannot liuokseen sekä jäännöshapon määrät eri happo-lateriitti suhteilla.Table 8. Yields of metals in solution and amounts of residual acid at various acid-laterite ratios.

Happo:lateriitti AI Co Fe Mg Ni Jäännöshappo kg/kg__%_%_%_%_% kg/kg lateriittia 0.6 91.3 89.7 79.4 89.1 83.0 0.07 0.8 96.0 89.7 89.4 93.3 92.3 0.13 1 89.0 >93.9 89.4 87,3 95.0 0.28Acid: laterite AI Co Fe Mg Ni Residual acid kg / kg __% _% _% _% _% kg / kg laterite 0.6 91.3 89.7 79.4 89.1 83.0 0.07 0.8 96.0 89.7 89.4 93.3 92.3 0.13 1 89.0> 93.9 89.4 87.3 95.0 0.28

Claims (23)

1. Förfarande för behandling av nickellateritmalm för tillvaratagande av nickel och kobolt och för underlättande av separationen av vätska och 5 fast ämne, kännetecknat därav, att enligt förfarandet a) utförs pä den krossade lateritmalmen torkning (1) med hjälp av änga som erhalls frän ett senare processteg, b) pä den torkade malmen utförs torrmalning (2), c) den finfördelade malmen leds tili ett blandningssteg (3) som ίο sker med syrabehandling med starkt mineralsyra och där malmen blandas homogent med syran, vars mängd är minst stökiometrisk i förhällande tili de i malmen ingäende metallerna, d) blandningen av malm och syra mätäs tili syrabehandlingens reaktionssteg (4), vilket äger rum under omgivningens tryck och 15 vid temperaturen 150° C - syrans kokpunkt, varvid syran och malmen reagerar inbördes; den vid reaktionen bildade vattenängan tas tili vara och äterförs för användning vid torkningen (1) av malmen, e) den syrabehandlade lateritmalmen leds tili syraätervinning (5), 20 väri den icke-reagerande syran ätervinns genom avdunstning, varefter syran avkyls och äterförs tili blandningssteget (3), f) den frän syraätervinningen anländande, syrabehandlade lateritmalmen leds tili ett metallakningssteg (6), vilket sker med vatten. 25Process for the treatment of nickel laterite ore for the collection of nickel and cobalt and to facilitate the separation of liquid and solid, characterized in that according to method a), the crushed laterite ore is dried (1) by means of meadow obtained from a (b) dry grinding (2) is carried out on the dried ore (c), the comminuted ore is led to a mixing step (3) which does not occur with acid treatment with strong mineral acid and where the ore is homogeneously mixed with the acid, the amount of which is at least stoichiometric in ratio (d) the mixture of ore and acid is measured in the reaction step (4) of the acid treatment, which takes place under ambient pressure and at a temperature of 150 ° C - the boiling point, the acid and the ore reacting mutually; the water vapor formed in the reaction is removed and recycled for use in the drying (1) of the ore, e) the acid-treated laterite ore is led to acid recovery (5), whereby the non-reactive acid is recovered by evaporation, after which the acid is cooled and refluxed (3), f) the acid-treated laterite ore arriving from the acid recovery is led to a metal cutting step (6), which is carried out with water. 25 2. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav, att den krossade lateritmalmens kornstorlek är i klassen 90 % under 10 mm.2. A method according to claim 1, characterized in that the grain size of the crushed laterite ore is in the class 90% below 10 mm. 3. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav, att i 30 torrmalningssteget (2) mals malmen tili en kornstorlek av 90 % under 500 μιτι.Method according to claim 1, characterized in that in the dry grinding step (2), the ore is milled to a grain size of 90% below 500 μιτι. 4. Förfarande enligt patentkrav 3, kännetecknat därav, att i torrmalningssteget (2) mats malmen tili en kornstorlek av 90 % under 150 pm.4. A process according to claim 3, characterized in that in the dry grinding step (2), the ore is fed to a grain size of 90% below 150 µm. 5 5. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav, att syran och lateriten blandas tili en homogen blandning vid en temperatur där metallerna inte ännu reagerar med syran.Process according to claim 1, characterized in that the acid and the laterite are mixed to a homogeneous mixture at a temperature where the metals do not yet react with the acid. 6. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav, att i ίο syrabehandlingen (3, 4) fas lateritmalmens metaller att bilda mineralsyrans vattenlösliga salter.6. A process according to claim 1, characterized in that in the acid treatment (3, 4) the metals of the laterite ore are phase formed to form the water-soluble salts of the mineral acid. 7. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav, att mineralsyran är atminstone en i gruppen svavelsyra, salpetersyra eller saltsyra eller 15 en blandning av minst tvä av dessa.Process according to claim 1, characterized in that the mineral acid is at least one in the group of sulfuric acid, nitric acid or hydrochloric acid or a mixture of at least two of them. 8. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav, att koncentrationen av mineralsyra är 70 - 98%. 20Process according to Claim 1, characterized in that the concentration of mineral acid is 70 - 98%. 20 9. Förfarande enligt patentkrav 1 och 7, kännetecknat därav, att mineralsyran är svavelsyra och reaktionssteget (4) är sulfatering.9. Process according to claims 1 and 7, characterized in that the mineral acid is sulfuric acid and the reaction step (4) is sulfation. 10. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav, att den tili reaktionssteget (4) matade blandningen av syra och malm uppvärms i 25 begynnelseskedet av steget.Process according to claim 1, characterized in that the mixture of acid and ore supplied to the reaction step (4) is heated at the initial stage of the step. 11. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav, att i syraätervinningssteget (5) avdunstas den icke-reagerade syran genom upphettning av den syrabehandlade lateriten under normalt 30 tryck tili syrans kokpunkt.11. A process according to claim 1, characterized in that in the acid recovery step (5), the unreacted acid is evaporated by heating the acid-treated laterite under normal pressure to the boiling point of the acid. 12. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav, att i syraätervinningssteget (5) avdunstas den icke-reagerade syran genom användning av undertryck. 512. A process according to claim 1, characterized in that in the acid recovery step (5) the unreacted acid is evaporated using a vacuum. 5 13. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav, att slammet som anländer frän vattenlakningssteget (6) leds tili ett neutralisedngssteg (7), där järn utfälls genom neutralisering av slammet.13. A process according to claim 1, characterized in that the sludge arriving from the water leaching step (6) is led to a neutralization step (7), in which iron is precipitated by neutralization of the sludge. 14. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav, att slammet som ίο bildas vid vattenlakningen (6) leds direkt tili jonbytesbehandling (9), väri jonbytarhartsen är selektiv i fräga om nickel och kobolt.14. A process according to claim 1, characterized in that the sludge which is formed during the water leaching (6) is directed directly to ion exchange treatment (9), whereby the ion exchange resin is selective in nickel and cobalt. 15. Förfarande enligt patentkrav 14, kännetecknat därav, att restslammet frän jonbytesbehandlingen (9) leds tili neutralisering för utfällning av 15 andra metaller.15. A process according to claim 14, characterized in that the residual sludge from the ion exchange treatment (9) is led to neutralization to precipitate 15 other metals. 16. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav, att slammet som bildas i vattenlakningen (6) leds tili ett cementeringssteg (11), väri värdemetallerna nickel och kobolt cementeras ur lösningen med hjälp 20 av järnpulver och separeras frän slammet genom magnetseparation (12).16. A process according to claim 1, characterized in that the sludge formed in the water leaching (6) is led to a cementing step (11), whereby the precious metals nickel and cobalt are cemented out of the solution by means of iron powder and separated from the sludge by magnetic separation (12). 17. Förfarande enligt patentkrav 16, kännetecknat därav, att efter värdemetallernas cementering (11) och magnetseparation (12) leds 25 restslammet tili neutralisering för utfällning av övriga metaller.17. A process according to claim 16, characterized in that, after the cementation (11) and magnetic separation (12) of the value metals, the residual sludge is led to neutralization for the precipitation of other metals. 18. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav, att tili det syrabehandlade materialets vattenlakningssteg (14) mätäs neutraliseringsmedel för utfällning av järn som hydroxid, medan nickel 30 och kobolt förblir i form av vattenlösliga salter.18. A process according to claim 1, characterized in that the water-leaching step (14) of the acid-treated material is measured as neutralizing agent for precipitation of iron as hydroxide, while nickel and cobalt remain in the form of water-soluble salts. 19. Förfarande enligt patentkrav 18, kännetecknat därav, att neutraliseringsmedlet är kalk och/eller kalkmjölk.Process according to claim 18, characterized in that the neutralizing agent is lime and / or lime milk. 20. Förfarande enligt patentkrav 1 och 18, kännetecknat därav, att efter 5 laknings- och järnutfällningsskedet (14) utförs utfällning (16) av nickel och kobolt ur lösningen som hydroxid, sulfid eller karbonat.20. A process according to claims 1 and 18, characterized in that after the leaching and iron precipitation stage (14), precipitation (16) of nickel and cobalt is carried out of the solution as hydroxide, sulphide or carbonate. 21. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav, att som mineralsyra används svavelsyra, och ätminstone en del av det ίο syrabehandlade materialet leds tili termisk behandling (18), där järnsulfaterna sönderdelas tili svaveloxider och hematit.21. A process according to claim 1, characterized in that sulfuric acid is used as mineral acid, and at least part of the acid-treated material is led to thermal treatment (18), in which the iron sulphates are decomposed into sulfur oxides and hematite. 22. Förfarande enligt patentkrav 21, kännetecknat därav, att svaveloxiderna leds tili en svavelsyrafabrik (19) för framställning av is svavelsyra, vilken syra används vid syrabehandlingen av lateritmalm.22. A process according to claim 21, characterized in that the sulfur oxides are led to a sulfuric acid plant (19) for the production of ice sulfuric acid, which acid is used in the acid treatment of laterite ore. 23. Förfarande enligt patentkrav 21, kännetecknat därav, att det frän den termiska behandlingen (18) anländande materialet innehällande hematit och vattenlösliga metallsalter leds tili vattenlakningen (6). 2023. A method according to claim 21, characterized in that the material containing hematite and water-soluble metal salts arriving from the thermal treatment (18) is led to the water leaching (6). 20