JP2020041194A - ニッケル酸化鉱石の処理方法及び該処理方法を含んだニッケルコバルト混合硫化物の製造方法 - Google Patents

ニッケル酸化鉱石の処理方法及び該処理方法を含んだニッケルコバルト混合硫化物の製造方法 Download PDF

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Abstract

【課題】 亜鉛硫化物を含んだスラリーを濾過する際の濾過性を向上させることが可能なニッケル酸化鉱石の処理方法を提供する。【解決手段】 ニッケル酸化鉱石スラリーを高温高圧下で硫酸浸出処理する浸出工程S1と、得られた浸出スラリーから浸出残渣を沈降分離することで浸出液を得る固液分離工程S2と、該浸出液を中和反応槽に装入し、更に該浸出残渣の一部、中和剤及び凝集剤を添加して中和処理を行った後、得られた中和澱物を含むスラリーを沈降分離槽に装入し、更に凝集剤を添加して中和終液を得る中和工程S3と、該中和終液に硫化剤を添加することにより生成した亜鉛硫化物を濾過により分離する脱亜鉛工程S4とを有するニッケル酸化鉱石の処理方法であって、該中和反応槽に添加する凝集剤の量を中和工程S3で添加する全凝集剤の75質量%以上89質量%未満とする。【選択図】 図2

Description

本発明は、ニッケル酸化鉱石の処理方法及び該処理方法を含んだニッケルコバルト混合硫化物の製造方法に関し、特に原料のニッケル酸化鉱石に含まれるニッケル及びコバルトを湿式処理により混合硫化物の形態で回収するニッケル湿式製錬法において行われるニッケル酸化鉱石の処理方法及び該処理方法を含んだニッケルコバルト混合硫化物の製造方法に関する。
原料としてのニッケル酸化鉱石を湿式プロセスで処理して有価金属のニッケルを回収する湿式製錬法として、硫酸を用いて高温高圧下で浸出処理する高圧酸浸出法(HPAL法とも称する)が知られている。この高圧酸浸出法は、従来の一般的なニッケル酸化鉱石の製錬方法である乾式製錬法とは異なり、熱処理を伴う還元工程や乾燥工程を経ることなく一貫した湿式工程で処理を行うことができるので、エネルギー的及びコスト的に有利なプロセスである。更に、高圧酸浸出法は低ニッケル品位のニッケル酸化鉱石を原料として用いる場合であっても、ニッケル品位が50質量%程度まで高められたニッケルとコバルトを含む硫化物(以下、ニッケルコバルト混合硫化物とも称する)を得ることができるという利点も有している。
上記の高圧酸浸出法は、一般的には原料としてのニッケル酸化鉱石のスラリーに硫酸を添加して高温高圧下で浸出処理を行う浸出工程と、該浸出工程で得た浸出スラリーを多段洗浄しながら浸出残渣を固液分離することでニッケル及びコバルトと共に不純物元素を含む浸出液を得る固液分離工程と、該浸出液のpH及び温度を調整すると共に中和剤を添加することで中和澱物を生成し、これを分離除去してニッケル及びコバルトを含む中和終液を得る中和工程と、該中和終液に硫化水素ガスを添加することによりニッケル及びコバルトを含む混合硫化物を生成し、これを固液分離により回収するニッケル回収工程とからなる。
上記の高圧酸浸出法では、原料のニッケル酸化鉱石に亜鉛が含まれる場合は、上記の中和終液にニッケル及びコバルトに加えて亜鉛が含まれることになる。この場合は中和工程で得た中和終液をニッケル回収用母液としてニッケル回収工程で処理する前に脱亜鉛工程で処理することが行われている。脱亜鉛工程では中和終液に硫化剤を添加することで亜鉛を亜鉛硫化物として析出させ、これを固液分離により除去することで脱亜鉛処理されたニッケル回収用母液を得ることができる。例えば特許文献1には、浸出工程、固液分離工程、中和工程、脱亜鉛工程、及びニッケル回収工程からなる一連の湿式プロセスで原料としてのニッケル酸化鉱石を処理する湿式製錬法が開示されている。
ところで、上記の湿式製錬法における脱亜鉛工程では、生成した亜鉛硫化物を含むスラリーの固液分離手段に一般的に濾過装置が用いられており、その濾過性が問題になることがある。特許文献1には、この濾過装置の濾過性を改善する技術が開示されており、具体的には、中和工程において浸出液に固液分離工程から排出される浸出残渣スラリーの一部を添加し、更に脱亜鉛工程で処理する中和終液のpHを3.0〜3.5に調整すると共に該中和終液中にその濁度が100〜400NTUになるように中和澱物及び浸出残渣からなる懸濁物を残留させている。これにより、濾布の目詰まりが抑制されるので濾布の洗浄作業や交換作業の頻度を低減できる上、ニッケル回収率を高めることができると記載されている。
しかしながら、上記の亜鉛硫化物を含んだスラリーをフィルタープレス等の濾過装置を用いて工業的に分離除去する場合は、特許文献1に開示されている方法では該濾過装置の濾過性がすぐに低下することがあった。フィルタープレスでは濾布の目詰まりが進むと該濾布での差圧が上昇し、その結果、該濾布を通液させるために必要なスラリーの供給圧力が上昇するので処理能力が低下する。例えば、該濾布の差圧を積算流量で除した値が概ね0.10kPa/mよりも大きくなると処理能力は著しく低下する。この場合、頻繁な逆洗や濾布交換が必要になり、生産性やコストに悪影響を及ぼすことがあった。このように濾過性がすぐに低下する理由は、該スラリー中に含まれる微細な析出物などの澱物による濾布の閉塞が原因と考えられる。
そこで、ニッケル酸化鉱石の湿式プロセスでは、亜鉛硫化物を含むスラリーの固液分離時の濾過性を向上させるための様々な技術が提案されている。例えば特許文献2には、中和反応槽にて浸出液に中和処理を施すことで得られるスラリーに凝集剤を添加して中和澱物と中和終液とに分離した後、該中和終液の粘度を所定の位置にて測定すると共に、該中和終液を脱亜鉛反応槽に移送する前に貯留槽にて一時的に貯留し、上記測定した粘度が基準値より大きい場合は、該中和終液の一部を貯留槽から中和反応槽に戻すことで濾過性を改善する方法が提案されている。また、特許文献3には、中和工程で得られる中和終液のFe濃度が1.25g/L以下になるように中和工程で添加する中和剤の量を調整することで、濾過性を改善する方法が提案されている。
特開2010−37626号公報 特開2014−74233号公報 特開2018−59167号公報
しかしながら、上記の特許文献2の方法では中和終液の一部が中和反応槽と貯留槽との間で循環することになるため、中和澱物と中和終液との固液分離を行う沈降分離槽に導入するスラリーの総流入量が増加し、該沈降分離槽での滞留時間が短くなって固形分の沈降分離が不十分になり、結果的に後工程の脱亜鉛工程において濾過性が著しく悪化することがあった。この場合、沈降分離槽において十分な滞留時間を確保するためには原料のニッケル酸化鉱石の処理量を削減することが必要になる。また、特許文献3の方法は、基本的には中和終液中のFe濃度のみを管理するものであるため、該中和終液のAl濃度の上昇時などにより濁度が上昇したときは濾過性が悪化することがあった。
本発明は、上記した従来の問題点に鑑みてなされたものであり、浸出工程、固液分離工程、中和工程、脱亜鉛工程、及びニッケル回収工程を含む一連の湿式プロセスによって原料としてのニッケル酸化鉱石を処理する高温高圧酸浸出法による湿式製錬プロセスにおいて、該脱亜鉛工程で生成される亜鉛硫化物を含んだスラリーを濾過装置を用いて固液分離する際の濾過性を向上させることが可能なニッケル酸化鉱石の処理方法を提供することを目的とする。
本発明者らは上記目的を達成するため、浸出工程、固液分離工程、中和工程、脱亜鉛工程、及びニッケル回収工程を含む一連の湿式プロセスによって原料としてのニッケル酸化鉱石を処理する高温高圧酸浸出法による湿式製錬プロセスについて鋭意研究を重ねた結果、該中和工程において添加する凝集剤の添加位置と添加量を適宜調整することにより該中和工程で得られる中和終液の濁度を適度に抑えることができ、その結果、後工程の脱亜鉛工程おいて生成される亜鉛硫化物を含むスラリーを濾過装置を用いて固液分離する際に濾過性を向上させ得ることを見出し、本発明を完成するに至った。
すなわち、本発明に係るニッケル酸化鉱石の処理方法は、ニッケル酸化鉱石のスラリーに硫酸を添加して高温高圧下で浸出処理を行う浸出工程と、該浸出工程で得た浸出スラリーから浸出残渣を沈降分離することでニッケル及びコバルトと共に不純物元素を含む浸出液を得る固液分離工程と、該浸出液を攪拌機を有する中和反応槽に装入し、更に該浸出残渣の一部、中和剤及び凝集剤を添加して中和処理を行った後、得られた中和澱物を含むスラリーを沈降分離槽に装入し、更に凝集剤を添加して該中和澱物を沈降分離することでニッケル及びコバルトと共に亜鉛を含む中和終液を得る中和工程と、該中和終液に硫化剤を添加することにより生成した亜鉛硫化物を含むスラリーを濾過して亜鉛硫化物と脱亜鉛終液に分離する脱亜鉛工程とを有するニッケル酸化鉱石の処理方法であって、前記中和反応槽に添加する凝集剤の量を前記中和工程で添加する全凝集剤の75質量%以上89質量%未満とすることを特徴としている。
本発明によれば、湿式製錬プロセスの脱亜鉛工程において生成される亜鉛硫化物を含むスラリーを濾過装置を用いて固液分離する際の濾過性を向上させることができ、これにより該濾過装置の濾布の交換頻度の削減や濾過能力の向上が可能になるので、その工業的価値は極めて高い。
本発明に係るニッケル酸化鉱石の処理方法が好適に適用されるニッケル酸化鉱石の高温高圧酸浸出法のプロセスフロー図である。 本発明に係るニッケル酸化鉱石の処理方法が好適に適用される中和工程のブロックフロー図である。 図2の沈降分離槽の縦断面図であり、内部を移動する流体の流動状態が模式的に示されている。 本発明の実施例の中和工程で添加した全凝集剤に対する中和反応槽への凝集剤の添加割合と中和終液の濁度との関係を示すグラフである。
1.湿式製錬プロセス
以下、本発明に係るニッケル酸化鉱石の処理方法の実施形態について説明する。先ず、本発明の実施形態のニッケル酸化鉱石の処理方法が好適に適用されるニッケル酸化鉱石の湿式製錬プロセスについて図1を参照しながら説明する。この図1に示す湿式製錬プロセスは、粉砕及び篩別等の前処理により所定の粒度に調整されたニッケル酸化鉱石を含む鉱石スラリーに硫酸を添加して高温高圧下で浸出処理を施す浸出工程S1と、該浸出工程S1で得た浸出スラリーを直列に連続する複数の沈降分離槽で多段洗浄しながら浸出残渣を分離することでニッケル及びコバルトと共に不純物元素を含む粗硫酸ニッケル溶液からなる浸出液を得る固液分離工程S2と、該浸出液に中和剤を添加することで不純物元素を含む中和澱物を生成し、これを分離除去してニッケル及びコバルトと共に亜鉛を含む中和終液を得る中和工程S3と、該中和終液に硫化剤を添加することで亜鉛硫化物を生成し、これを分離除去してニッケル及びコバルトを含むニッケル回収用母液を得る脱亜鉛工程S4と、該ニッケル回収用母液に硫化剤を添加することでニッケル及びコバルトを含むニッケルコバルト混合硫化物を生成した後、固液分離により該ニッケルコバルト混合硫化物を回収するニッケル回収工程S5とを有している。以下、これら工程の各々について説明する。
(1)浸出工程
浸出工程S1では、前工程の前処理工程において粉砕及び湿式分級処理により調製された所定の粒度を有するニッケル酸化鉱石を含む鉱石スラリーをオートクレーブと称する圧力容器に硫酸と共に装入し、該鉱石スラリーに対して攪拌しながら3〜4.5MPaG、220〜280℃程度の高温高圧条件下で高温加圧酸浸出処理を施す。これにより生ずる浸出反応及び高温熱加水分解反応により、ニッケル、コバルト等の硫酸塩としての浸出と、浸出された硫酸鉄のヘマタイトとしての固定化が行われ、浸出液と浸出残渣とからなる浸出スラリーが生成される。
この浸出工程S1で処理される原料としてのニッケル酸化鉱石としては、主としてリモナイト鉱及びサプロライト鉱等のいわゆるラテライト鉱が用いられる。ラテライト鉱のニッケル含有量は、一般に0.8〜2.5質量%であり、水酸化物又はケイ苦土(ケイ酸マグネシウム)鉱物として含まれている。このニッケル酸化鉱石は、鉄の含有量が10〜50質量%であり、これは主として3価の水酸化物(ゲーサイト)の形態を有しており、一部2価の鉄がケイ苦土鉱物に含まれている。なお、上記原料には上記のラテライト鉱のほか、ニッケル、コバルト、マンガン、銅等の有価金属を含有する例えば深海底に賦存するマンガン瘤等の酸化鉱石が用いられることがある。
上記オートクレーブに装入する硫酸の添加量には特に限定はないが、硫酸使用量が過度に多くならないように、上記原料の鉱石に含まれる回収対象である有価金属のニッケルやコバルトが効率的に浸出される程度に経済的に添加するのが好ましい。なお、浸出工程S1では、生成したヘマタイトを含む浸出残渣が後工程の固液分離工程S2において固液分離性を低下させることがないように、浸出液のpHを0.1〜1.0に調整することが好ましい。また、この浸出工程S1で得た浸出スラリーを後工程の固液分離工程S2で処理する前に、該浸出スラリーに含まれるフリー硫酸(浸出反応に関与しなかった余剰の硫酸、以下遊離硫酸ともいう)を中和処理する予備中和処理を行ってもよい。
(2)固液分離工程
固液分離工程S2では、直列に連結した複数基の沈降分離槽に上記浸出スラリーと洗浄液とを互いに向流になるように連続的に導入し、向流洗浄法(CCD法)により浸出スラリーを多段洗浄しながら、凝集剤を用いて重力沈降分離を行うのが好ましい。これにより、最下流の沈降分離槽の底部から濃縮スラリーの形態で浸出残渣スラリーが抜き出されると共に、最上流の沈降分離槽のオーバーフロー口から上澄液としてニッケル及びコバルトのほか亜鉛等の不純物元素を含む粗硫酸ニッケル溶液からなる浸出液が得られる。
上記の浸出残渣スラリーは、一部が後工程の中和工程S3に移送され、その残りは必要に応じて中和剤の添加による無害化処理を施すことで重金属の除去処理が施された後、テーリングダムに移送される。なお、上記洗浄液にはpH1.0〜3.0程度の水溶液を用いることが好ましく、後工程のニッケル回収工程S5から排出される貧液を好適に用いることができる。
(3)中和工程
中和工程S3では、先ず上記固液分離工程S2において浸出残渣から分離された浸出液を上記固液分離工程S2から排出された浸出残渣スラリーの一部と共に攪拌機を備えた少なくとも1基の中和反応槽に導入する。更に該中和反応槽内の浸出液に炭酸カルシウム等の中和剤を添加してpHを調整すると共に、所定量の凝集剤を添加する。これにより該浸出液中に含まれる主に3価の鉄イオンやアルミニウムイオンを中和澱物として析出させる。
次に、得られた中和澱物を含むスラリーをシックナー等の沈降分離槽に導入し、更に所定量の凝集剤を添加して沈降分離を行う。これにより、該沈降分離槽の底部からスラリーの形態で中和澱物が抜き出されると共に、該沈降分離槽のオーバーフロー口からニッケル及びコバルトのほか主に亜鉛からなる不純物元素を含む中和終液が上澄液として回収される。上記中和澱物スラリーは、必要に応じてその一部を上記固液分離工程S2に繰り返してもよい。このように、本発明のニッケル酸化鉱石の処理方法の実施形態においては、凝集剤を中和反応槽及び沈降分離槽に所定の割合で分配して添加しており、これにより後工程の脱亜鉛工程S4での濾過性を向上させている。これについては後でより詳細に説明する。
(4)脱亜鉛工程
脱亜鉛工程S4では、先ず微加圧された硫化反応槽内に上記中和工程S3で得た中和終液を導入し、該硫化反応槽内の気相中への硫化水素ガスの吹き込みなどによる硫化剤の添加により該中和終液に硫化処理を施す。これにより、ニッケル及びコバルトに対して亜鉛を選択的に硫化して亜鉛硫化物を生成させることができる。次にこの亜鉛硫化物を含むスラリーを濾過装置に導入して該亜鉛硫化物を分離除去する。これにより、濾液側にニッケル及びコバルトを含む硫酸溶液からなる脱亜鉛終液(ニッケル回収用母液)が得られる。
(5)ニッケル回収工程
ニッケル回収工程S5では、加圧された反応槽に上記脱亜鉛終液を導入し、この脱亜鉛終液に対して硫化水素ガス等の硫化剤を吹き込む。これにより、硫化反応が生じるのでニッケルコバルト混合硫化物が生成する。生成したニッケルコバルト混合硫化物は濾過などの固液分離により回収することができ、その際、液相側にニッケル貧液が排出される。この貧液は、鉄、アルミニウム、マンガン等の不純物金属イオンのほか、未反応のNiイオンを含むので一部を上記の固液分離工程S2に繰り返してもよい。
2.ニッケル酸化鉱石の処理方法
本発明の実施形態のニッケル酸化鉱石の処理方法においては、上記中和工程S3において、図2に示すように、攪拌機を有する中和反応槽1に装入した浸出液及び一部の浸出残渣スラリーに対して、好適には中和終液のpHが2.5〜3.5となるように中和剤の添加量を調整すると共に、後段の沈降分離槽2における中和澱物の沈降分離を促進させるための凝集剤を、中和反応槽1及び沈降分離槽2の両方に所定の比率で分配して投入する。
具体的には、中和反応槽1及び沈降分離槽2に添加する全凝集剤の100質量%に対して75質量%以上89質量%未満を中和反応槽1に投入し、残りを導入配管2aを介して沈降分離槽2に投入する。これにより、泡状物質の発生を抑えながら該中和終液中の濁度を60NTU未満にすることができる。この中和終液中の濁度が60NTU以上となると、次工程の脱亜鉛工程S4において濾過装置を用いた固液分離の際の濾過性が悪化し、該濾過装置の単位時間当たりの通液量が低下する。その結果、湿式製錬プラント全体としての生産性が低下する。なお、上記濁度は、90度散乱光/透過光レシオ測定方式の濁度計、例えばHach社製2100Qによって測定した値である。
上記のように、中和工程S3で添加する全凝集剤に対して中和反応槽1に投入する凝集剤の割合の上限を89質量%未満にすることにより、凝集剤の沈降分離促進効果が中和反応槽1での攪拌機の攪拌によって低下するのを抑制することができる。逆に該中和反応槽1に投入する凝集剤の割合が75%未満になると、図3に示す沈降分離槽2の整流部2bにおける泡状物質の発生量が増加し続け、やがて該泡状物質が上澄液の回収樋2cに到達するので好ましくない。この泡状物質は、中和反応槽1内での攪拌機による攪拌や沈降分離槽2の導入配管2aや整流部2bにおけるスラリーの流れによって生じる気泡の表面にスラリー中の固体成分が付着したものであり、凝集剤の添加によりスラリーの粘度が上昇することによって発生しやすくなると考えられる。
この泡状物質は、上記中和反応槽1の出口部から上記沈降分離槽2に至る導入配管2a内の一方向の略均質な流れや、該沈降分離槽2の整流部2bの内側の下向きの略均質な流れにより一部は消滅するが、該沈降分離槽2での凝集剤の添加量が増加するに伴って該整流部2bでの泡状物質の発生量が増加する。そのため、この沈降分離槽2での凝集剤の添加による泡状物質の発生量が上記の均質な流れによる泡状物質の消滅量を上回り、結果的に沈降分離槽2内での泡状物質の発生が増加し続けることとなる。
このように沈降分離槽2内での泡状物質の発生が増加し続けると、沈降分離槽2の上澄液のオーバーフロー用の回収樋2cに到達し、固体成分を含んだまま後工程の脱亜鉛工程S4に供給されるので、その濾過装置の濾過性を著しく悪化させることとなる。これに対して、本発明の実施形態のニッケル酸化鉱の処理方法においては、前述したように中和反応槽1への凝集剤の添加割合を中和工程S3で添加する全凝集剤の75質量%以上89質量%未満にすることで、沈降分離槽2での泡状物質の発生を抑えながら中和終液中の濁度を60NTU未満にすることができる。
本発明の実施形態のニッケル酸化鉱の処理方法においては、上記した中和終液のpH2.5〜3.5の調整には、中和剤として水酸化アルカリ金属又は炭酸アルカリ金属塩の水溶液又はスラリーを用いるのが好ましく、工業的に安価な炭酸カルシウムを用いることがより好ましい。なお、中和終液のpHが2.5未満となる反応条件では、遊離酸の中和が不十分なので加水分解反応が進まず、鉄、アルミニウム、クロム等の不純物元素濃度が目標値まで低下しなくなる。また、次工程の脱亜鉛工程S4で生成する亜鉛硫化物が再溶解するおそれがある。逆に中和終液のpHが3.5を超える反応条件では、液中に含まれる微粒子成分(SS:Suspended Solid)量の制御が難しく、脱亜鉛工程S4に持ち込まれる粒子量が多くなりすぎ、脱亜鉛工程S4におけるスラリーの濾過性を悪化させるおそれがある。更に脱亜鉛工程S4において亜鉛だけではなく、ニッケル及びコバルトの一部が析出するおそれがある。
また、本発明の実施形態のニッケル酸化鉱の処理方法においては、上記の中和工程S3で添加する凝集剤の量が、上記浸出液及び上記中和剤の合計量1トン当たり10〜20mgであるのが好ましい。中和処理後のスラリーを固液分離するには例えば沈降分離槽の容量を大きくして静置時間を延ばすことで理論的には凝集剤の添加量をゼロにすることができるが、上記添加量が10mg/トン未満では該沈降分離槽のサイズが大きくなりすぎるので工業的な観点から好ましくないからである。
逆に上記添加量が20mg/トンを超えると、添加した凝集剤の影響により中和終液の粘度が非常に高くなり、次工程の脱亜鉛工程S4の濾過性が低下するおそれがある。すなわち、脱亜鉛工程S4においては、中和工程S3から移送された中和終液に対して硫化処理を施して亜鉛硫化物を生成し、これを濾過装置を用いて濾過してニッケル回収用母液を回収するため、粘度の高い中和終液の場合は該濾過装置の濾布の目詰まりが発生しやすくなり、濾過速度が著しく低下してしまう。その結果、逆洗等の作業回数が増えて操業効率が低下すると共に濾布の寿命が短くなる。
更に本発明の実施形態のニッケル酸化鉱の処理方法においては、上記中和反応槽1に添加する浸出残渣スラリーは、そのスラリー密度が1.5〜1.7t/mであるのが好ましい。上記固液分離工程S2から排出される浸出残渣スラリーのスラリー密度が上記範囲を外れる場合は、洗浄液の供給量や中和澱物スラリーの供給量を適宜増減することで調整することができる。また、上記スラリー密度を有する浸出残渣スラリーの添加量は、中和工程S3で処理する浸出液100体積%に対して5.0〜16.0体積%であるのが好ましい。
これによって、硫化反応が液中の懸濁物を核として進行するので、生成される亜鉛硫化物中の微細粒子の割合としては、懸濁物がないときの亜鉛硫化物の場合と比べて少なくなる。このため、懸濁物がないときの亜鉛硫化物の場合と比べて、粘性が低い亜鉛硫化物が形成される。このように、亜鉛硫化物中の微細粒子割合の低下、亜鉛硫化物の粘性の低下などにより、亜鉛硫化物の濾過性が改善されるので、濾布の目詰まりが起こりにくくなり、該濾布の洗浄作業及び交換作業の頻度を大幅に低減することができる。
図1に示すような湿式製錬プロセスのプロセスフロー図に沿って、ニッケル酸化鉱石に水を加えて調製した鉱石スラリーを高圧酸浸出法により湿式処理した。その際、中和工程S3において中和処理を行う中和反応槽には、攪拌機を有する容量約1200mの反応槽を2基直列に接続したものを用い、その後段にオートテック製の直径44mの沈降分離槽を設けた。
これら2基の反応槽のうち、上流側の反応槽に前工程の固液分離工程S2で得た浸出液を装入し、更にスラリー密度1.6〜1.7t/mの範囲内で様々に調製した浸出残渣スラリーを該上流側の反応槽に装入した。この浸出残渣スラリーの装入量は、該上流側の反応槽に装入した浸出液100体積%に対して6.4〜6.6体積%の範囲内で様々に変動させた。更に、この上流側の反応槽に中和剤として炭酸カルシウムを添加し、中和終液のpHを3.0〜3.1の範囲内で調整した。
また、下流側の反応槽と沈降分離槽に、凝集剤として栗田工業株式会社製のKURIFIX DC302を、上記上流側の反応槽への上記浸出液の装入量及び上記中和剤の添加量の合計1トン当たり15〜20mgの範囲内で投入した。その際、上記凝集剤は75〜91%を下流側の反応槽に添加し、残りを導入配管を介して沈降分離槽に投入した。上記の様々な条件で中和処理を行ったときに得られる中和終液を沈降分離槽の上澄液回収樋からサンプリングし、それらの各々について濁度[NTU]を測定した。このようにして得た試料1〜41の中和終液の濁度と、それら試料のサンプリング時の沈降分離槽内の目視により確認した泡状物質の発生状況を下記表1に示す。また、上記中和工程S3で添加した全凝集剤に対する中和反応槽への凝集剤の添加割合と中和終液の濁度との関係をプロットしたグラフを図4に示す。
Figure 2020041194
上記表1の結果から分かるように、本発明の要件を満たす条件で中和処理を行った試料19〜33の場合は、泡状物質の発生を整流部に留めたまま、沈降分離槽の上澄液回収樋で採取した中和終液の濁度を60NTU未満に維持することができた。一方、本発明の要件から外れた条件で中和処理を行った試料1〜18の場合は、泡状物質の発生量増加を抑えられなかったため、泡状物質が上澄液回収樋に達する前に操業条件を変更せざるを得なかった。また、本発明の要件から外れた条件で中和処理を行った試料34〜41の場合は、沈降分離槽の上澄液回収樋で採取した中和終液の濁度が60NTU以上になった。
S1 浸出工程
S2 固液分離工程
S3 中和工程
S4 脱亜鉛工程
S5 ニッケル回収工程
1 中和反応槽
2 沈降分離槽
2a 導入配管
2b 整流部
2c 回収樋

Claims (6)

  1. ニッケル酸化鉱石のスラリーに硫酸を添加して高温高圧下で浸出処理を行う浸出工程と、該浸出工程で得た浸出スラリーから浸出残渣を沈降分離することでニッケル及びコバルトと共に不純物元素を含む浸出液を得る固液分離工程と、該浸出液を攪拌機を有する中和反応槽に装入し、更に該浸出残渣の一部、中和剤及び凝集剤を添加して中和処理を行った後、得られた中和澱物を含むスラリーを沈降分離槽に装入し、更に凝集剤を添加して該中和澱物を沈降分離することでニッケル及びコバルトと共に亜鉛を含む中和終液を得る中和工程と、該中和終液に硫化剤を添加することにより生成した亜鉛硫化物を含むスラリーを濾過して亜鉛硫化物と脱亜鉛終液に分離する脱亜鉛工程とを有するニッケル酸化鉱石の処理方法であって、
    前記中和反応槽に添加する凝集剤の量を前記中和工程で添加する全凝集剤の75質量%以上89質量%未満とすることを特徴とするニッケル酸化鉱石の処理方法。
  2. 前記中和工程で添加する全凝集剤の量が、前記浸出液及び前記中和剤の合計量1トン当たり10〜20mgであることを特徴とする、請求項1に記載のニッケル酸化鉱石の処理方法。
  3. 前記浸出残渣の一部が、スラリー密度1.5〜1.7t/mのスラリーの形態で前記浸出液100体積%に対して5.0〜16.0体積%の割合で添加されることを特徴とする、請求項1又は2に記載のニッケル酸化鉱石の処理方法。
  4. 前記中和終液のpHが2.5〜3.5になるように前記中和剤の添加量を調整することを特徴とする、請求項1から3のいずれか1項に記載のニッケル酸化鉱石の処理方法。
  5. 前記中和終液は濁度が60NTU未満であることを特徴とする、請求項1から4のいずれか1項に記載のニッケル酸化鉱石の処理方法。
  6. 請求項1から5のいずれか1項に記載のニッケル酸化鉱石の処理方法で得た脱亜鉛終液に硫化水素ガスを添加することによりニッケル及びコバルトを含む混合硫化物を生成し、これを固液分離により回収することを特徴とするニッケルコバルト混合硫化物の製造方法。
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Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN112760485A (zh) * 2020-12-21 2021-05-07 湖南中核金原新材料有限责任公司 从优溶渣中浸出有价资源的方法

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2010037626A (ja) * 2008-08-07 2010-02-18 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 亜鉛硫化物の分離方法
JP2014101548A (ja) * 2012-11-20 2014-06-05 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 中和スラリーの沈降分離方法、並びにニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法
JP2014133925A (ja) * 2013-01-10 2014-07-24 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 脱亜鉛プラントの操業方法
JP2014138918A (ja) * 2013-01-21 2014-07-31 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 固液分離処理方法、並びにニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法
JP2017201056A (ja) * 2016-05-02 2017-11-09 住友金属鉱山株式会社 中和処理方法、及び中和終液の濁度低減方法
JP2018059167A (ja) * 2016-10-07 2018-04-12 住友金属鉱山株式会社 ニッケル酸化鉱の湿式製錬方法
JP2019049033A (ja) * 2017-09-11 2019-03-28 住友金属鉱山株式会社 ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2010037626A (ja) * 2008-08-07 2010-02-18 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 亜鉛硫化物の分離方法
JP2014101548A (ja) * 2012-11-20 2014-06-05 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 中和スラリーの沈降分離方法、並びにニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法
JP2014133925A (ja) * 2013-01-10 2014-07-24 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 脱亜鉛プラントの操業方法
JP2014138918A (ja) * 2013-01-21 2014-07-31 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 固液分離処理方法、並びにニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法
JP2017201056A (ja) * 2016-05-02 2017-11-09 住友金属鉱山株式会社 中和処理方法、及び中和終液の濁度低減方法
JP2018059167A (ja) * 2016-10-07 2018-04-12 住友金属鉱山株式会社 ニッケル酸化鉱の湿式製錬方法
JP2019049033A (ja) * 2017-09-11 2019-03-28 住友金属鉱山株式会社 ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN112760485A (zh) * 2020-12-21 2021-05-07 湖南中核金原新材料有限责任公司 从优溶渣中浸出有价资源的方法

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