WO2020166735A1 - 니켈 황화광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련공법 - Google Patents

니켈 황화광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련공법 Download PDF

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김병문
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Definitions

  • the present invention relates to an economical nickel smelting method combining wet and dry processes from sulfide nickel concentrates.
  • nickel resources fall into two main categories: sulfide ores and laterite ores. They are usually found in quite different places, and these types of ores are usually treated independently.
  • the development process of sulfide ore consists of open pit or underground mining, and ore beneficiation treatment (Benef i ci) that separates impurities by flotation to beneficiaate the ore after pulverizing the ore. at ion) is essentially a dry metallurgical process.
  • the beneficiated sulfide concentrate is subjected to a nickel matte smelting (Smelt) and a refining process for nickel recovery (Refining process).
  • Smelt nickel matte smelting
  • Refining process nickel recovery
  • base metal sulfide smelting processes are inefficient in terms of energy use due to incomplete oxidation of sulfides and heat loss through gases, slag and products.
  • Another inefficiency is the high loss of cobalt value in slag from smelted nickel ore or concentrate.
  • the smelting process also generates sulfur dioxide, often causing the problem of complex sulfuric acid facility extensions to prevent the release of sulfur dioxide into the atmosphere.
  • the present invention provides an economical nickel smelting method combining a wet and dry process from a nickel concentrate capable of obtaining a nickel product containing nickel oxide from a nickel sulfide concentrate.
  • An economical nickel smelting method combining a wet and dry process from a nickel concentrate comprises the steps of leaching a sulfide concentrate containing nickel with a strong acid to separate it into a leachate and a leaching cake; Adding oxygen to the leachate to separate the first filtrate and the first impurity containing iron; Separating a second filtrate and a second impurity containing cobalt by adding an extractant to the first filtrate; Adding sodium carbonate to the second filtrate to separate the third filtrate and a precipitate containing nickel; And calcining the exhibited product to prepare a nickel product.
  • the step of recovering the pressurized leachate by pressurizing the leaching cake with strong acid and in the leaching step, the pressurized leachate may be leached with the concentrate with strong acid.
  • the pressurized leaching may include pressurizing the leaching cake with a strong acid to separate the leached cake into an intermediate leaching liquid and an intermediate cake; And separating the intermediate cake into the pressurized leachate and the leaching residue by pressing and leaching the intermediate cake with a strong acid.
  • nickel Separating into a filtrate and a nickel cake may further include.
  • the concentrate may be leached with a strong acid at a temperature of 75 to 95 ° (:).
  • the leaching may include reducing iron in the leaching liquid; Dissolving nickel in the leachate; And removing hydrogen sulfide generated in the process of dissolving nickel in the leachate in a strong acid.
  • the leaching cake may be pressurized with a strong acid at a temperature of 170 to 190 X:.
  • the leaching cake may be pressurized with a strong acid at a pressure of 13 to 2 Ah 1 ⁇ using an autoclave.
  • the nickel is dissolved in the form of nickel sulfate, and the dissolution rate of the nickel may be 98% by weight or more based on 100% by weight of the total nickel.
  • a neutralizing agent is added together with the oxygen to separate the first filtrate and the first impurity.
  • washing the first impurity with water and separating the first impurity into a washing filtrate and a washing residue containing iron oxide may further include.
  • sodium carbonate may be added together with the extractant to separate the second filtrate and the second impurity.
  • the second filtrate may be reacted with the sodium carbonate at a temperature of 70 to 90 ° (:).
  • step of adding sodium carbonate to the second filtrate by adding the sodium carbonate, may be adjusted to 6 to 8.
  • reaction including the following reaction formula may be performed.
  • adding sodium hydroxide to the precipitate and washing with water may further include.
  • the amount of sulfur in the precipitate may be adjusted to 0.2% by weight or less by performing the washing with water a plurality of times.
  • the third filtrate and the sodium carbonate may be reacted at a temperature of 70 to 90 ° (:).
  • step of adding sodium carbonate to the third filtrate by adding the sodium carbonate, may be adjusted to 6 to 8.
  • the precipitate is calcined at a temperature of 700 to 900, and the precipitate may contain nickel oxide.
  • sulfur may be less than 0.1% by weight.
  • an economical nickel smelting method combining a wet and dry process from a nickel concentrate according to one embodiment of the present invention, it is possible to obtain a nickel product containing high purity nickel oxide from a nickel sulfide concentrate.
  • FIG. 1 is a diagram showing a process chart of an economical nickel smelting method in which a wet and dry process is combined from a nickel concentrate according to an embodiment of the present invention.
  • FIG. 2 is a view showing a process chart of an economical nickel smelting method in which a wet and dry process is combined from a nickel concentrate according to an embodiment of the present invention.
  • FIG. 3 is a view showing the composition of a sulfide concentrate containing nickel.
  • first, second and third are used to describe various parts, components, regions, layers, and/or sections, but are not limited thereto. These terms are only used to distinguish one part, component, region, layer or section from another part, component, region, layer or section. Accordingly, a first part, component, region, layer or section described below may be referred to as a second part, component, region, layer or section within the scope of the present invention.
  • An economical nickel smelting method combining a wet and dry process from a nickel concentrate is a step of leaching a sulfide concentrate containing nickel with a strong acid and separating it into a leachate and a leaching cake, leachate Separating the first filtrate into a first filtrate and a first impurity containing iron by introducing oxygen to the first filtrate and separating the second filtrate into a second filtrate and a second impurity containing cobalt by adding an extractant to the first filtrate, and sodium carbonate in the second filtrate. Separating the precipitate into a third filtrate and a precipitate containing nickel, and calcining the precipitate to obtain nickel And preparing a product.
  • an Atmospheric Leaching (ATM) process is performed in which a sulfide concentrate containing nickel is leached with a strong acid and separated into a leachate and a leaching cake.
  • ATM Atmospheric Leaching
  • Nickel contained in the concentrate may exist in the form of nickel sulfide (Ni 3 S 2 ).
  • the concentrate may further include magnesium (Mg), iron (Fe), cobalt (Co), manganese (Mn), and silicon (Si).
  • Mg nickel sulfide
  • Fe iron
  • Co cobalt
  • Mn manganese
  • Si silicon
  • the step of leaching may include reducing iron in the leachate, dissolving nickel in the leachate, and removing hydrogen sulfide generated in the process of dissolving nickel in the leachate in a strong acid.
  • the +trivalent iron may be reduced to +2valent through a reaction with nickel sulfide, and a reaction including the following Formula 1 may be performed.
  • a reaction including the following Formula 1 may be performed.
  • Ni 3 S 2 + 3Fe 2 (S0 4 ) 3 3NiS0 4 + 6FeS0 4 + 2S
  • nickel sulfide may be dissolved in sulfuric acid, and a reaction including the following formula 2 may be performed. .
  • Ni 3 S 2 + 3H 2 S0 4 3NiS0 4 + 23 ⁇ 4S + 3 ⁇ 4
  • sodium hydroxide NaOH
  • a High Pressure Acid Leaching (HPAL, Autoclave) process can be performed in which the leaching cake is pressurized with strong acid to recover the pressurized leachate.
  • HPAL High Pressure Acid Leaching
  • the step of pressurized leaching may include separating the leaching liquid and the intermediate cake by pressing leaching the leaching liquid with a strong acid and separating the intermediate cake into the leaching liquid and the leaching residue by leaching the intermediate cake with a strong acid.
  • the leaching cake can be pressure leached with strong acid at a pressure of 13 to 20 bar and a temperature of 170 to 190 °C using an autoclave.
  • Strong acids may consist of sulfuric acid.
  • Nickel is dissolved in the form of nickel sulfate by pressure leaching, and the dissolution rate of nickel may be 98% by weight or more based on 100% by weight of the total nickel. More specifically, it may be 99.8% by weight or more.
  • the dissolution rate of nickel under normal pressure conditions may be only 50% by weight or less.
  • the dissolution rate of nickel can be increased by two-stage pressurized leaching using an autoclave.
  • Nickel may be dissolved in the form of nickel sulfate (NiS0 4 ), and a reaction including the following Chemical Formulas 3 to 6 may be performed.
  • nickel was contained in the leaching residue after two stages of pressure leaching. Can be included. More specifically, 0.2% by weight or less of nickel may be included. In addition, 20 to 30% by weight of iron and 10 to 20% by weight of silicon may be further included, and may be replaced with a cast sand or a removable material of DRS. In addition, noble metals including at least one of gold, silver, platinum and paladum may be present in the leaching residue in a concentrated state without dissolving.
  • the pressurized leachate can be leached again with a strong acid along with the concentrate to minimize the nickel loss rate.
  • an iron removal process is performed in which oxygen is added to the salivary fluid to separate the first filtrate and the first impurity containing iron.
  • a neutralizing agent is added together with oxygen to separate the first filtrate and the first impurity.
  • a nickel cake obtained in the Ni Recovery process can be used.
  • Nickel cake may contain nickel carbonate (NiC0 3 ).
  • a reaction including the following Chemical Formula 7 and Chemical Formula 8 may be performed.
  • a Co S/X process is performed in which the extractant is added to the first filtrate and separated into a second filtrate and a second impurity containing cobalt.
  • the extractant may be PC88A (2-Ethyl hexyl phosphoni c acid mono-2- ethyl hexyl ester). Accordingly, cobalt in the second impurity may exist in a precipitated state as cobalt carbonate (CoC0 3 ). Also, among the second impurities Copper may exist in a precipitated state as copper carbonate (CuC0 3 ).
  • a Selective Ni ckel Precipi tat ion (SNP) process is performed in which sodium carbonate is added to the second filtrate to separate the third filtrate and a precipitate containing nickel.
  • nickel may be precipitated in the form of Bas ic Ni ckel Carbonate, which can be expressed as 2NiC0 3 ⁇ 3Ni (0H) 2 ⁇ 43 ⁇ 40.
  • NiS0 4 + 2NaOH Ni (0H) 2 + Na 2 S0 4
  • sodium carbonate is added to the third filtrate to recover nickel and the nickel to be separated into a nickel cake Ni recovery process to make cake can be performed.
  • the third filtrate and the sodium carbonate may be reacted at a temperature of 9 CTC, and the pH may be adjusted to 6 to 8 by adding sodium carbonate.
  • the pH may be adjusted to 6 to 8 by adding sodium carbonate.
  • 25% by weight or more of magnesium can be incorporated into the nickel cake based on the total 100% by weight of magnesium. Accordingly, it is possible to increase the amount of magnesium recovered. If the pH is too high, magnesium, an impurity, is found in the nickel cake May be mixed, and if the pH is too low, the nickel recovery rate may decrease.
  • the nickel cake can be separated into a first filtrate and a first impurity by permeating pressure with oxygen.
  • Nickel cakes may contain nickel carbonate (NiC3 ⁇ 4). Accordingly, the nickel loss rate can be minimized.
  • the pH can be adjusted to 9.5 or higher by adding calcium hydroxide.
  • calcium hydroxide can be added to adjust the pH to 9.5 or higher.
  • Table 1 when the temperature is 40 ° C, it can be seen that the nickel content changes according to the pH.
  • the precipitate is calcined at 700 to 900 ° C, and the precipitate is It may contain nickel oxide.
  • the sulfur content may be less than 0.1% by weight based on 100% by weight of the nickel product.
  • FIG. 3 Components of the sulfide concentrate containing nickel are shown in FIG. 3.
  • the sulfide concentrate containing nickel oxide was leached at 85 ° C for 8 hours.
  • the final pH of the leachate was 2.0.
  • the first filtrate, HYD Sol'n and Ferric Oxide, were shown in Tables 7 and 8 below.
  • the second filtrate, Co Rec. Sodium carbonate and steam were added to Sol'n.
  • the temperature was 80 ° C, and the pH was 7.3. Accordingly, it was separated into a third filtrate and a precipitate containing nickel.
  • SNP Cake was obtained.
  • the washing temperature was 70 ° C, and the pH was 10.
  • composition of the SNP Cake was shown in Table 10 below.
  • the composition of Gypsum was shown in Table 12 below, and the composition of Effluent was shown in Table 13 below. Through this, it can be confirmed that the discharge standard was satisfied.
  • the precipitated SNP Cake was calcined to obtain Nickel Oxide, a nickel product.
  • the temperature was 800 ° C, and it was carried out for 1 hour.
  • Nickel Oxide a nickel product
  • the present invention is not limited to the above embodiments and/or embodiments 2020/166735 1»(:1 ⁇ 1 ⁇ 2019/001761

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Abstract

니켈이 포함된 황화물 정광을 강산으로 침출하여 침출액 및 침출케이크로 분리하는 단계; 상기 침출액에 산소를 투입하여 제1여액 및 철이 포함된 제1불순물로 분리하는 단계; 상기 제1여액에 추출제를 투입하여 제2여액 및 코발트가 포함된 제2불순물로 분리하는 단계; 상기 제2여액에 탄산나트륨을 투입하여 제3여액 및 니켈이 포함된 침전물로 분리하는 단계; 및 상기 침전물을 하소하여 니켈 생성물을 제조하는 단계;를 포함하는 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법이 소개된다.

Description

【명세세
【발명의 명칭】
니켈 황화광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련공법
【기술분야】
본 발명은 황화물 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법에 관한 것이다.
【발명의 배경이 되는 기술】
세계 니켈 자원은 황화물 광석 및 라테라이트 광석 등 두 개의 주요 범주로 분류된다. 이들은 통상적으로 상당히 다른 장소에서 발견되고， 이들 종류의 광석은 독립적으로 처리되는 것이 보통이다.
황화물 광석의 개발 공정은 노천굴 (Open Pi t ) 또는 지하 채광과， 광석을 1차적으로 분쇄한 후 광석을 선광하기 위해 부유선광 (Flotat ion)에 의하여 불순물을 분리하는 광석의 선광 처리 (Benef i ci at ion)를 포함하는 본질적으로 건식야금 공정이다.
선광된 황화물 정광은 니켈 매트로의 제련 (Smel t ) 및 니켈 회수를 위한 정련 공정 (Ref ining process)을 거친다. 그러나 비금속 (Base metal ) 황화물 제련 공정은 황화물의 불완전한 산화 및 가스, 슬래그 및 산출물을 통한 열손실 때문에 에너지 사용측면에서 비효율적이다.
다른 비효율성은 제련된 니켈 광석 또는 정광으로부터의 슬래그에 코발트 유가물 (cobal t value)의 손실이 크다는 것이다. 제련 공정은 또한 이산화황을 발생시키고， 종종 대기로 이산화황의 방출을 막기 위한 황산 설비 증축부가복잡해지는문제가발생한다.
황화물 정련과 관련된 문제들의 몇몇을 해결하기 위하여, 니켈 황화물 정광을 처리하기 위한 많은 습식야금 방법들이 학문적으로 토의되어 왔고， 이들 방법들은 일반적으로 분쇄 또는 정광의 미세 분쇄 후에, 침출 공정에서 황산에 의한 황화물의 산화성 가압 침출 (Oxidat ive Pressure Leaching)되는 것에 의지한다.
니켈 황화물의 생물학적 처리 또한 설명되어 있는데， 박테리아 보조 침출 후에 용액 정제, 금속 분리 및 전해 추출 (Electrowinning)이 뒤따른다. 2020/166735 1»（：1^1{2019/001761
이런 형태의 공정에 요구되는 장기 체류 시간은 침출 단계에 있어서 아주 큰 반응기를 요구하고， 이에 따라 이러한 공정은 대규모 자본을 필요로 하기 때문에 상업적 성공을 달성할수가 없다.
【발명의 내용】
【해결하고자 하는 과제】
본 발명에서는 황화물 니켈 정광으로부터 산화니켈을 포함하는 니켈 생성물을 수득하는 것이 가능한 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법을 제공한다.
【과제의 해결 수단】
본 발명의 일 실시예에 의한 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법은 니켈이 포함된 황화물 정광을 강산으로 침출하여 침출액 및 침출 케이크로 분리하는 단계; 상기 침출액에 산소를 투입하여 제 1여액 및 철이 포함된 제 1불순물로 분리하는 단계; 상기 제 1여액에 추출제를 투입하여 제 2여액 및 코발트가 포함된 제 2불순물로 분리하는 단계 ; 상기 제 2여액에 탄산나트륨을 투입하여 제 3여액 및 니켈이 포함된 침전물로 분리하는 단계; 및 상기 참전물을하소하여 니켈 생성물을 제조하는 단계;를포함한다.
상기 침출하는 단계 이후， 상기 침출 케이크를 강산으로 가압 침출하여 가압 침출액을 회수하는 단계;를 더 포함하고， 상기 침출하는 단계에서， 상기 가압 침출액을 상기 정광과 함께 강산으로 침출할수 있다. 상기 가압 침출하는 단계는, 상기 침출 케이크를 강산으로 가압 침출하여 중간 침출액 및 중간 케이크로 분리학는 단계; 및 상기 중간 케이크를 강산으로 가압 침출하여 상기 가압 침출액 및 침출 잔사로 분리하는 단계 ;를포함할수 있다 .
상기 제 2여액에 탄산나트륨을 투입하는 단계 이후， 상기 제 3여액에 탄산나트륨을 투입하여 니켈
Figure imgf000004_0001
여액 및 니켈 케이크로 분리하는 단계;를 더 포함할수 있다.
상기 제 3여액에 탄산나트륨을 투입하는 단계 이후， 상기 니켈 회수（ 이근 ） 여액에 수산화칼슘을 투입하여 석고 여액 및 잔여물로 분리하는 단계 ;를 더 포함할수 있다. 2020/166735 1»（：1^1{2019/001761
상기 침출하는 단계에서， 75 내지 95°（：의 온도에서 상기 정광을 강산으로 침출할수 있다.
상기 침출하는 단계는， 상기 침출액 중의 철을 환원시키는 단계; 상기 침출액 중의 니켈을 용해하는 단계; 및 상기 침출액 중의 니켈이 강산에 용해되는 과정에서 발생된 황화수소를 제거하는 단계 ;를 포함할 수 있다.
상기 가압 침출하는 단계에서， 170 내지 190 X：의 온도에서 상기 침출 케이크를 강산으로 가압 침출할수 있다.
상기 가압 침출하는 단계에서, 오토클레이브를 이용하여 13 내지 2아 1·의 압력에서 상기 침출 케이크를 강산으로 가압 침출할수 있다.
상기 가압 침출하는 단계에서， 상기 니켈은 황산니켈 형태로 용해되며， 상기 니켈의 용해율은 전체 니켈 중량 100 중량%에 대하여， 98 중량% 이상일 수 있다.
상기 침출액에 산소를 투입하는 단계에서, 상기 산소와 함께 중화제를 투입하여 상기 제 1여액 및 상기 제 1불순물로 분리할수 있다.
상기 침줄액에 산소를 투입하는 단계 이후, 상기 제 1불순물을 물로 수세하여 수세 여액 및 산화철이 포함된 수세 잔사로 분리하는 단계;를 더 포함할수 있다.
상기 제 1여액에 추출제를 투입하는 단계에서， 상기 추출제와 함께 탄산나트륨을 투입하여 상기 제 2여액 및 상기 제 2불순물로 분리할수 있다.
Figure imgf000005_0001
상기 제 2여액에 탄산나트륨을 투입하는 단계에서 , 70 내지 90°（：의 온도에서 상기 제 2여액과상기 탄산나트륨을 반응시킬 수 있다 .
상기 제 2여액에 탄산나트륨을 투입하는 단계에서， 상기 탄산나트륨의 투입으로 를 6내지 8로조절할수 있다.
상기 제 2여액에 탄산나트륨을 투입하는 단계에서， 하기 반응식을 포함하는 반응이 이루어질 수 있다.
［반응식］
5 쌨4 + 5犯2«¾ + 7¾0 2 ¥3 - 3 （0 2 · 4¾0 ! + 5 04 + 3¥2 2020/166735 1»（：1^1{2019/001761
상기 제 2여액에 탄산나트륨을 투입하는 단계 이후， 상기 침전물에 수산화나트륨을투입하여 물로 수세하는 단계;를 더 포함할수 있다.
상기 침전물에 수산화나트륨을 투입하는 단계에서， 상기 수세를 복수회 실시하여 상기 침전물 중 황의 함량을 0.2 중량% 이하로 조절할 수 있다.
상기 제 3여액에 탄산나트륨을 투입하는 단계에서， 70 내지 90°（：의 온도에서 상기 제 3여액과상기 탄산나트륨을 반응시킬 수 있다.
상기 제 3여액에 탄산나트륨을 투입하는 단계에서 , 상기 탄산나트륨의 투입으로 를 6 내지 8로 조절할수 있다.
700 내지 900 의 온도에서 상기 침전물을 하소하며， 상기 침전물은 산화니켈을 포함할수 있다.
상기 니켈 생성물 전체 100 중량%에 대하여， 황은 0. 1 중량% 이하일 수 있다.
【발명의 효과】
본 발명의 일실시셰에 의한 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법에 따르면 황화물 니켈 정광으로부터 고순도의 산화니켈을포함하는 니켈 생성물을 수득하는 것이 가능하다.
【도면의 간단한설명】
도 1은 본 발명의 일 실시예에 의한 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을조합한 경제적 니켈 제련 공법의 공정도를 나타낸 도면이다.
도 2는 본 발명의 일 실시예에 의한 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을조합한 경제적 니켈 제련 공법의 공정도를 나타낸 도면이다.
도 3은 니켈이 포함된 황화물 정광의 조성을 나타낸 도면이다.
【발명을 실시하기 위한 구체적인 내용】
제 1， 제 2 및 제 3 등의 용어들은 다양한 부분， 성분， 영역， 층 및/또는 섹션들을 설명하기 위해 사용되나 이들에 한정되지 않는다. 이들 용어들은 어느 부분， 성분， 영역， 층 또는 섹션을 다른 부분， 성분， 영역， 층 또는 섹션과 구별하기 위해서만 사용된다. 따라서， 이하에서 서술하는 제 1 부분， 성분， 영역， 층 또는 섹션은 본 발명의 범위를 벗어나지 않는 범위 내에서 제 2부분， 성분， 영역, 층 또는 섹션으로 언급될 수 있다. 2020/166735 1»（：1^1{2019/001761
여기서 사용되는 전문 용어는 단지 특정 실시예를 언급하기 위한 것이며， 본 발명을 한정하는 것을 의도하지 않는다. 여기서 사용되는 단수 형태들은 문구들이 이와 명백히 반대의 의미를 나타내지 않는 한 복수 형태들도 포함한다. 명세서에서 사용되는 “포함하는” 의 의미는 특정 특성, 영역, 정수， 단계, 동작， 요소 및/또는 성분을 구체화하며, 다른 특성, 영역， 정수， 단계, 동작， 요소 및/또는 성분의 존재나 부가를 제외시키는 것은 아니다.
어느 부분이 다른 부분의 "위에’’ 또는 "상에’’ 있다고 언급하는 경우, 이는 바로 다른 부분의 위에 또는 상에 있을 수 있거나 그 사이에 다른 부분이 수반될 수 있다. 대조적으로 어느 부분이 다른 부분의 "바로 위에” 있다고 언급하는 경우， 그사이에 다른부분이 개재되지 않는다.
다르게 정의하지는 않았지만， 여기에 사용되는 기술용어 및 과학용어를 포함하는 모든 용어들은 본 발명이 속하는 기술분야에서 통상의 지식을 가진 자가 일반적으로 이해하는 의미와동일한 의미를 가진다.
보통 사용되는 사전에 정의된 용어들은 관련기술문헌과 현재 개시된 내용에 부합하는 의미를 가지는 것으로 추가 해석되고, 정의되지 않는 한 이상적이거나 매우 공식적인 의미로 해석되지 않는다.
이하, 본 발명의 실시예에 대하여 본 발명이 속하는 기술분야에서 통상의 지식을 가진 자가 용이하게 실시할 수 있도록 상세히 설명한다. 그러나 본 발명은 여러 가지 상이한 형태로 구현될 수 있으며 여기에서 설명하는 실시예에 한정되지 않는다.
니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법
본 발명의 일 실시예에 의한 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법은 도 1을 참고할 때， 니켈이 포함된 황화물 정광을 강산으로 침출하여 침출액 및 침출 케이크로 분리하는 단계， 침출액에 산소를 투입하여 제 1여액 및 철이 포함된 제 1불순물로 분리하는 단계 , 제 1여액에 추출제를 투입하여 제 2여액 및 코발트가 포함된 제 2불순물로 분리하는 단계， 제 2여액에 탄산나트륨을 투입하여 제 3여액 및 니켈이 포함된 침전물로 분리하는 단계 및 침전물을 하소하여 니켈 생성물을 제조하는 단계를 포함한다.
먼저, 침줄하는 단계에서는 니켈이 포함된 황화물 정광을 강산으로 침출하여 침출액 및 침출 케이크로 분리하는 Atmospher i c Leach ing( ATM) 공정을수행한다.
정광 전체 중량 100%를 기준으로， 니켈은 25% 이상이 포함될 수 있다. 정광에 포함된 니켈은 황화니켈 (Ni3S2) 형태로 존재할 수 있다. 정광은 니켈 외에도 마그네슘 (Mg)， 철 (Fe) , 코발트 (Co) , 망간 (Mn) 및 실리콘 (Si ) 등을 더 포함할 수 있다. 75 내지 95°C의 온도에서 정광을 강산으로 침출할 수 있다. 강산은 황산으로 구성될 수 있다.
구체적으로， 침출하는 단계는 침출액 중의 철을 환원시키는 단계， 침출액 중의 니켈을 용해하는 단계 및 침출액 중의 니켈이 강산에 용해되는 과정에서 발생된 황화수소를 제거하는 단계를 포함할수 있다.
침출액 중의 철을 환원시키는 단계에서는 황화니켈과의 반응을 통해 +3가의 철이 +2가로 환원될 수 있으며， 하기의 화학식 1을 포함하는 반응이 이루어질 수 있다. 이와 같이， 철을 환원시킴으로써 추후, 산소를 이용하여 철을 Ferr i c Oxide 형태로 제거할수 있다.
[화학식 1]
Ni3S2 + 3Fe2(S04)3 = 3NiS04 + 6FeS04 + 2S 침출액 중의 니켈을 용해하는 단계에서는 황화니켈이 황산에 용해될 수 있으며, 하기의 화학식 2를 포함하는 반응이 이루어질 수 있다.
[화학식 2]
Ni3S2 + 3H2S04 = 3NiS04 + 2¾S + ¾ 황화수소를 제거하는 단계에서는 상기 화학식 2에서와 같이 침출액 중의 니켈이 강산에 용해되는 과정에서 발생된 황화수소를 스크러빙 (Scrubbing)하여 제거할 수 있다. 이때 수산화나트륨 (NaOH)을 이용할수 있다.
구체적으로， 침출하는 단계 이후， 침출 케이크를 강산으로 가압 침출하여 가압 침출액을 회수하는 단계를 더 수행하고， 침출하는 단계에서， 가압 침출액을 정광과 함께 강산으로 침출할수 있다.
가압 침출하는 단계에서는 침출 케이크를 강산으로 가압 침출하여 가압 침출액을 회수하는 High Pressure Acid Leach ing(HPAL, Autoclave) 공정을수행할수 있다.
구체적으로， 가압 침줄하는 단계는 침줄 케이크를 강산으로 가압 침출하여 중간 침출액 및 중간 케이크로 분리하는 단계 및 중간 케이크를 강산으로 가압 침출하여 가압 침출액 및 침출 잔사로 분리하는 단계를 포함할수 있다.
가압 침출하는 단계에서, 오토클레이브를 이용하여 13 내지 20bar의 압력 및 170 내지 190 °C의 온도 에서 침출 케이크를 강산으로 가압 침출할 수 있다. 강산은 황산으로 구성될 수 있다.
가압 침출에 따라 니켈은 황산니켈 형태로 용해되며, 니켈의 용해율은 전체 니켈의 100 중량%에 대해， 98 중량% 이상일 수 있다. 보다 구체적으로 99.8 중량% 이상일 수 있다. 상압 조건에서 니켈의 용해율은 50 중량% 이하에 불과할 수 있다. 오토클레이브 (Autoclave)를 이용한 2단 가압 침출에 따라 니켈의 용해율을 증가시킬 수 있다.
니켈은 황산니켈 (NiS04) 형태로 용해될 수 있으며， 하기의 화학식 3 내지 화학식 6을 포함하는 반응이 이루어질수 있다.
[화학식 3]
Ni3S2 + 3H2S04 + 0.502 = 3Ni S04 + 2¾S + ¾0
[화학식 4]
N i 3S2 + H2SO4 + 4.5¾ 3N i SO4 + ¾0 [화학식 5]
2FeS + 2H2S04 + 02 = 2FeS04 +■ + 2S
[화학식 6]
2FeS + H2S04 + 4.502 = Fe2(S04)3 + ¾0
2단의 가압 침출을 거친 침출 잔사에는 2 중량% 이하의 니켈이 포함될 수 있다. 보다 구체적으로， 0.2 중량% 이하의 니켈이 포함될 수 있다. 이외에 20 내지 30 중량%의 철 및 10 내지 20 중량%의 실리콘이 더 포함될 수 있으며， DRS의 주물사또는 가철재로 대체 사용 가능할수 있다. 또한， 침출 잔사에는 금, 은, 백금 및 팔라둠 중에서 1종 이상을 포함하는 귀금속이 용해되지 않고 농축된 상태로존재할수 있다 .
가압 침출액은 정광과 함께 강산으로 재차 침출하여 니켈 손실율을 최소화시킬 수 있다.
다음으로， 침줄액에 산소를 투입하는 단계에서는 침줄액에 산소를 투입하여 제 1여액 및 철이 포함된 제 1불순물로 분리하는 Iron Removal 공정을 수행한다.
구체적으로， 침출액에 산소를 투입하는 단계에서, 산소와 함께 중화제를 투입하여 제 1여액 및 제 1불순물로 분리할 수 있다. 중화제는 Ni Recovery 공정에서 수득된 니켈 케이크를 이용할 수 있다. 니켈 케이크에는 탄산니켈 (NiC03)이 포함될 수 있다.
하기의 화학식 7 및 화학식 8을 포함하는 반응이 이루어질 수 있다.
[화학식 7]
2FeS04 + 2NiC03 + ¾0 + 0.502 = 2Fe00H + 2NiS04 + 2C¾
[화학식 8]
2FeS04 + 2¾0 + 0.502 = Fe203 + 2H2S04 침줄액에 산소를 투입하는 단계 이투, 제 1불순물을 물로 수세하여 수세 여액 및 산화철이 포함된 수세 잔사로 분리하는 단계를 더 수행할 수 있다.
다음으로， 제 1여액에 추출제를 투입하는 단계에서는 제 1여액에 추출제를 투입하여 제 2여액 및 코발트가 포함된 제 2불순물로 분리하는 Co S/X공정을수행한다.
이때， 추출제는 PC88A( 2-Ethyl hexyl phosphoni c acid mono-2- ethyl hexyl ester)일 수 있다. 이에 따라 제 2불순물 중의 코발트는 탄산코발트 (CoC03)로 침전된 상태로 존재할 수 있다. 또한， 제 2불순물 중의 구리는 탄산구리 (CuC03)로 침전된 상태로 존재할수 있다.
다음으로， 제 2여액에 탄산나트륨을 투입하는 단계에서는 제 2여액에 탄산나트륨을 투입하여 제 3여액 및 니켈이 포함된 침전물로 분리하는 Select ive Ni ckel Precipi tat ion(SNP) 공정을수행한다.
이를 통해 제 2여액 중의 니켈만을 선택적으로 침전시킨 다음， 회수하는 것이 가능하다. 70 내지 90°C의 온도에서 저ᅵ 2여액과 탄산나트륨을 반응시킬 수 있고， 탄산나트륨의 투입으로 pH를 6 내지 8로 조절할 수 있다. 하기의 반응식과 같이， 니켈은 2NiC03 · 3Ni (0H)2 · 4¾0으로 표현될 수 있는 Bas i c Ni ckel Carbonate 형태로 침전될 수 있다.
［반응식］
5NiS04 + 5Na2C03 + 7¾0 2NiC03 · 3Ni (0H)2 · 4¾0 I + 5Na2S04 + 3C02 구체적으로, 제 2여액에 탄산나트륨을 투입하는 단계 이후, 침전물에 수산화나트륨을 투입하여 물로 수세하는 단계를 더 수행할 수 있다. 수세를 복수회 실시하여 하기의 화학식 9와 같이， 미반응 황산니켈을 제거함으로싸 침전물 중 황의 함량을 0.2 중량% 이하로 조절할수 있다.
［화학식 9］
NiS04 + 2NaOH = Ni (0H)2 + Na2S04 구체적으로， 제 2여액에 탄산나트륨을 투입하는 단계 이후， 제 3여액에 탄산나트륨을 투입하여 니켈 회수 (recovery) 여액 및 니켈 케이크로 분리하는 니켈 케이크를 제조하는 Ni Recovery공정을수행할수 있다.
구체적으로, 제 3여액에 탄산나트륨을 투입하는 단계에서， 70 내지
9CTC의 온도에서 제 3여액과 상기 탄산나트륨을 반응시킬 수 있고， 탄산나트륨의 투입으로 pH를 6 내지 8로 조절할 수 있다. pH를 조절함으로써 마그네슘 전체 100 중량%에 대해 25 중량% 이상의 마그네슘을 니켈 케이크로 혼입시킬 수 있다. 이에 따라 마그네슘의 회수량을 증대시킬 수 있다. pH가 너무 높으면 불순물인 마그네슘이 니켈 케이크에 많이 혼입될 수 있고， pH가 너무 낮으면 니켈 회수율이 감소할 수 있다
또한, 상기에서 언급한 바와 같이， 중화제로서, 니켈 케이크를 산소와 함께 투압하여 제 1여액 및 제 1불순물로 분리할 수 있다. 니켈 케이크에는 탄산니켈 (NiC¾)이 포함될 수 있다. 이에 따라 니켈 손실율을 최소화시킬 수 있다.
구체적으로， 제 3여액에 탄산나트륨을 투입하는 단계 이후， 니켈 Recovery 여액에 수산화칼슘을 투입하여 석고 여액 및 잔여물로 분리하고, 방류하는 Waste Water Treatment (WWT) 공정을 수행할 수 있다.
수산화칼슘의 투입으로 pH를 9.5 이상으로 조절할 수 있다. 방류수 기준 (니켈 함량 lmg/L 이하)을 충족시키기 위해 수산화칼슘을 투입하여 pH를 9.5 이상으로 조절할 수 있다. 하기 표 1에서는 온도가 40 °C일 때, pH에 따른 니켈 함량 변화를 확인할 수 있다.
【표 1]
Figure imgf000012_0001
상기 표 1에서과 같이, pH가 9.5일 때， 니켈의 함량이 0. lmg/L가 되어 방류수 기준을 만족시킴을 확인할 수 있다.
한편， pH가 9.5일 때, 하기의 화학식 10과 같이, 마그네슘은 3.4mg/L가 잔류하며, 나머지는 수산화마그네슘 (Mg(0H)2)으로 침전되고, 석고가 함께 생성되므로 잔사량이 크게 증가하여 폐기처리가 요구될 수 있다· .
[화학식 10]
MgS04 + Ca(0H)2 + 2¾0 = Mg(0H)2 + CaS04 ·■ 다음으로 , 니켈 생성물을 제조하는 단계에서는 침전물을 하소하여 니켈 생성물을 제조하는 Calcinat ion 공정을 수행한다.
구체적으로, 700 내지 900°C에서 침전물을 하소하며, 침전물은 산화니켈을 포함할 수 있다.
120 °C 이상에서 수분 및 결정수가 증발하게 되고， 230 °C 이상에서 니켈수산화물이 산화니켈로 분해되며 , 400 °C 이상에서 탄산니켈이 산화니켈로 분해될 수 있다. 800 °C 이상에서 니켈 생성물 전체 100 중량%에 대하여， 황 함량이 0. 1 중량% 이하가 될 수 있다.
이하 본 발명의 구체적인 실시예를 기재한다. 그러나 하기 실시예는 본 발명의 구체적인 일 실시예일뿐 본 발명이 하기 실시예에 한정되는 것은 아니다.
실시예
도 2를 기준으로 실시예에 대해 설명한다.
( 1) 정광을강산으로침출 (Atmospher ic Leaching)
니켈이 포함된 황화물 정광의 성분은 도 3에 나타내었다. 산화니켈이 포함된 황화물 정광을 85 °C에서 8시간 동안 침출하였다. 침출액의 최종 pH는 2.0이었다.
침출액인 ATM lea. o/f Sol’n의 조성은 하기 표 2와 같았고， 침출 케이크의 조성은 하기 표 3과 같았다. 가압 침출액인 HPAL o/f Sol’n의 조성은 하기 표 4와 같았다.
【표 2]
Figure imgf000013_0001
【표 3】
Figure imgf000013_0002
【표 4]
Figure imgf000013_0003
(2) 침출 케이크에 강산을 투입하여 가압 침출 (High Pressure Acid 1 (：1 1¾)
침출 케이크에 황산， 산소, 증기를 투입하여 180 °(〕, 1¾31·에서 3시간 동안 오토클레이브로 가압 침출하였다. 2단으로 가압 침출하였다. 중간 케이크인
Figure imgf000014_0001
표 5 및 표 6과 같았다.
【표 5]
Figure imgf000014_0002
【표 6]
Figure imgf000014_0003
(3) 침출액에 산소를투입하여 제 1불순물을분리 (Iron Removal ) 침출액인 ATM Lea. o/f Sol’n에 산소， 증기 및 중화제로서 니켈 케이크를 투입하여 제 1여액인 Iron Removal Sol’n과 제 1불순물을 분리하였다. 이후, 제 1불순물을 물과 증기를 이용하여 수세함으로써 Ferric Oxide를 분리하였다.
제 1여액인 HYD Sol’n과 Ferric Oxide는 하기 표 7 및 표 8과 같았다.
【표 7]
Figure imgf000014_0004
【표 8】
Figure imgf000014_0005
(4) 제 1여액에 추출제를투입하여 제 2불순물을분리 (0)입 X) 제 1여액인 HYD Sol’n에 탄산나트륨과 추출제인 PC88A( 2-Ethyl hexyl phosphoni c acid mono-2-ethyl hexyl ester )를 투입하여 제 2여액인 Co Rec . Sol’n과 제 2불순물을 분리하였다. 이에 따라 40 중량% 이상의 코발트가 포함된 탄산코발트 및 40 중량% 이상의 구리가 포함된 탄산구리를 포함하는 제 2불순물을 분리하였다.
제 2여액인 Co Rec . Sol’n은 하기 표 9와 같았다.
【표 9】
Figure imgf000015_0001
(5) 제 2여액에 탄산나트륨을 투입하여 침전물을 제조 (Select ive
Nickel Precipitat ion)
제 2여액인 Co Rec . Sol’n에 탄산나트륨 및 증기를 투입하였다. 온도는 80 °C였으며， pH는 7.3이었다. 이에 따라 제 3여액 및 니켈이 포함된 침전물로 분리하였다.
이후, 침전물을 수산화나트륨， 물 및 증기를 이용하여 2회 수세하여
SNP Cake를 수득하였다. 수세 온도는 70°C였고， pH는 10이었다.
SNP Cake의 조성은 하기 표 10과 같았다.
【표 10】
Figure imgf000015_0002
(6) 제 3여액에 탄산나트륨을 투입하여 니켈 케이크를 제조 (附 묘 )
제 3액에 탄산나트륨과 증기를 투입하였다. 온도는 801：였으며， 는 7.5이었다. 3시간 동안 반응시켰다. 이에 따라 니켈 케이크를 수득하였다. 니켈 케이크의 조성은 하기 표 11과 같았다.
【표 11】
Figure imgf000016_0001
(7) 니켈 회수 (recovery) 여액에 수산화칼슘을 투입하여 처리한 후, 방류 (Waste Water Treatment)
니켈 케이크가 분리되고 남은 니켈 회수 (recovery) 여액에 수산화칼슘 및 물을 투입하였다. 온도는 40°C였으며， pH는 9.5이었다. 3시간 동안 반응시켰다. 이에 따라 석고인 Gypsum과 잔여물인 Effluent를 수득하였다. Effluent의 C0D는 49mg/L이었다.
Gypsum의 조성은 하기 표 12와 같았고， Effluent의 조성은 하기 표 13과 같았다. 이를 통해 방류기준을 만족하였음을 확인할 수 있다.
【표 12]
Figure imgf000016_0002
【표 13】
Figure imgf000016_0003
(8) 침전물을하소하여 니켈 생성물을제조 (Calcination)
침전물인 SNP Cake를 하소하여 니켈 생성물인 Nickel Oxide를 수득하였다. 온도는 800°C였고， 1시간 동안 진행시켰다.
니켈 생성물인 Nickel Oxide의 조성은 하기 표 U와 같았다. 【표 14】
Figure imgf000016_0004
본 발명은 상기 구현예 및/또는 실시예들에 한정되는 것이 아니라 2020/166735 1»（：1^1{2019/001761
서로 다른 다양한 형태로 제조될 수 있으며， 본 발명이 속하는 기술분야에서 통상의 지식을 가진 자는 본 발명의 기술적 사상이나 필수적인 특징을 변경하지 않고서 다른 구체적인 형태로 실시될 수 있다는 것을 이해할 수 있을 것이다. 그러므로 이상에서 기술한 구현예 및/또는 실시예들은 모든 면에서 예시적인 것이며 한정적이 아닌 것으로 이해해야만 한다.

Claims

2020/166735 1»（：1^1{2019/001761 【청구범위】
【청구항 1]
니켈이 포함된 황화물 정광을 강산으로 침출하여 침출액 및 침출 케이크로 분리하는 단계;
상기 침출액에 산소를 투입하여 제 1여액 및 철이 포함된 제 1불순물로 분리하는 단계 ;
상기 제 1여액에 추출제를 투입하여 제 2여액 및 코발트가 포함된 제 2불순물로 분리하는 단계;
상기 제 2여액에 탄산나트륨을 투입하여 제 3여액 및 니켈이 포함된 침전물로 분리하는 단계 ; 및
상기 침전물을 하소하여 니켈 생성물을 제조하는 단계;를 포함하는 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을조합한 경제적 니켈 제련 공법 .
【청구항 2】
제 1항에 있어서,
상기 침줄하는 단계 이후,
상기 침출 케이크를 강산으로 가압 침출하여 가압 침출액을 회수하는 단계;를 더 포함하고,
상기 침줄하는 단계에서，
상기 가압 침출액을 상기 정광과 함께 강산으로 침출하는 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을조합한 경제적 니켈 제련 공법 .
【청구항 3]
제 2항에 있어서,
상기 가압 침출하는 단계는，
상기 침출 케이크를 강산으로 가압 침출하여 중간 침출액 및 중간 케이크로 분리하는 단계 ; 및
상기 중간 케이크를 강산으로 가압 침출하여 상기 가압 침출액 및 침출 잔사로 분리하는 단계;를 포함하는 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을조합한 경제적 니켈 제련 공법.
【청구항 4]
제 1항에 있어서， 상기 제 2여액에 탄산나트륨을투입하는 단계 이후， 상기 제 3여액에 탄산나트륨을 투입하여 니켈 회수 (recovery) 여액 및 니켈 케이크로 분리하는 단계;를 더 포함하는 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을조합한 경제적 니켈 제련 공법.
【청구항 5】
제 4항에 있어서，
상기 제 3여액에 탄산나트륨을 투입하는 단계 이후,
상기 니켈 회수 (recovery) 여액에 수산화칼슘을 투입하여 석고 여액 및 잔여물로 분리하는 단계;를 더 포함하는 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을조합한 경제적 니켈 제련 공법 .
【청구항 6]
제 1항에 있어서，
상기 침출하는 단계에서，
75 내지 95°C의 온도에서 상기 정광을 강산으로 침출하는 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을조합한 경제적 니켈 제련 공법 .
【청구항 7]
제 1항에 있어서,
상기 침출하는 단계는，
상기 침출액 중의 철을 환원시키는 단계 ;
상기 침출액 중의 니켈을 용해하는 단계; 및
상기 침출액 중의 니켈이 강산에 용해되는 과정에서 발생된 황화수소를 제거하는 단계;를 포함하는 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을조합한 경제적 니켈 제련 공법.
【청구항 8]
제 2항에 있어서,
상기 가압 침출하는 단계에서 ,
170 내지 19CTC의 온도에서 상기 침출 케이크를 강산으로 가압 침출하는 니켈 정광으로부터 습삭 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법.
【청구항 9] 2020/166735 1»（：1^1{2019/001761
저 12항에 있어서，
상기 가압 침출하는 단계에서,
오토클레이브를 이용하여 13 내지 2%^의 압력에서 상기 침출 케이크를 강산으로 가압 침출하는 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법.
【청구항 10】
제 1항에 있어서，
상기 가압 침출하는 단계에서，
상기 니켈은 황산니켈 형태로 용해되며， 상기 니켈의 용해율은 전체 니켈 중량 100 중량%에 대하여， 98 중량% 이상인 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을조합한 경제적 니켈 제련 공법.
【청구항 11】
제 1항에 있어서，
상기 침출액에 산소를 투압하는 단계에서,
상기 산소와 함께 중화제를 투입하여 상기 제 1여액 및 상기 제 1불순물로 분리하는 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법.
【청구항 12】
제 2항에 있어서,
상기 침출액에 산소를투입하는 단계 이후,
상기 제 1불순물을 물로 수세하여 수세 여액 및 산화철이 포함된 수세 잔사로 분리하는 단계;를 더 포함하는 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법.
【청구항 13】
제 1항에 있어서，
상기 제 1여액에 추출제를 투입하는 단계에서 ,
상기 추출제와 함께 탄산나트륨을 투입하여 상기 제 2여액 및 상기 제 2불순물로 분리하는 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법.
【청구항 14] \¥0 2020/166735 1»（：1710{2019/001761
제 13항에 있어서,
상기 추출제는 88쇼（2-묘1:}1711½ 71 031）11011 301（1 미0110-2-
Figure imgf000021_0001
6 라）인 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법.
【청구항 15】
저 11항에 있어서，
상기 제 2여액에 탄산나트륨을 투입하는 단계에서，
70 내지 901：의 온도에서 상기 제 2여액과 상기 탄산나트륨을 반응시키는 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법 .
【청구항 16】
제 1항에 있어서，
상기 제 2여액에 탄산나트륨을투입하는 단계에서，
상기 탄산나트륨의 투입으로 를 6 내지 8로 조절하는 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법.
【청구항 17】
제 1항에 있어서，
상기 제 2여액에 탄산나트륨을 투입하는 단계에서，
하기 반응식을 포함하는 반응이 이루어지는 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을조합한 경제적 니켈 제련 공법 .
［반응식］
5 4 + 5池2¥3 + 7¾0 2 ¥3 - 3 （011）2 · 4¾0 1 + 5犯2 4 + 30¾
【청구항 18】
제 1항에 있어서，
상기 제 2여액에 탄산나트륨을 투입하는 단계 이후，
상기 침전물에 수산화나트륨을 투입하여 물로 수세하는 단계;를 더 포함하는 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법.
【청구항 19】
제 18항에 있어서， 2020/166735 1»（：1^1{2019/001761
상기 짐전물에 수산화나트륨을투입하는 단계에서,
상기 수세를 복수회 실시하여 상기 침전물 중 황의 함량을 0.2 중량% 이하로 조절하는 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법.
【청구항 20】
제 4항에 있어서，
상기 제 3여액에 탄산나트륨을 투입하는 단계에서，
70 내지 90 의 온도에서 상기 제 3여액과 상기 탄산나트륨을 반응시키는 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법 .
【청구항 21]
저 ¼항에 있어서，
상기 제 3여액에 탄산나트륨을 투입하는 단계에서，
상기 탄산나트륨의 투입으로 如를 6 내지 8로 조절하는 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을조합한 경제적 니켈 제련 공법 .
【청구항 22】
제 1항에 있어서’
700 내지 9001：의 온도에서 상기 침전물을 하소하며 , 상기 침전물은 산화니켈을 포함하는 니 정광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법.
【청구항 23】
제 1항에 있어서,
상기 니켈 생성물 전체 100 중량%에 대하여， 황은 0. 1 중량% 이하인 니켈 정광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법.
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Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US20250066877A1 (en) * 2023-08-25 2025-02-27 Korea Zinc Co., Ltd. All-in-one nickel recovering method for nickel hydroxide recovery from raw materials containing nickel
US12325894B2 (en) 2023-08-25 2025-06-10 Korea Zinc Co., Ltd. All-in-one nickel recovering method for nickel metal recovery from raw materials containing nickel
US12509744B2 (en) 2023-08-25 2025-12-30 Korea Zinc Co., Ltd. Method for preparing nickel sulfate aqueous solution from nickel-containing raw material
US12516398B2 (en) 2023-08-25 2026-01-06 Korea Zinc Co., Ltd All-in-one nickel recovering method for recovery of nickel oxide from raw materials containing nickel

Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN118715182B (zh) * 2023-01-27 2025-08-22 高丽亚铅株式会社 含镍或钴的水溶液的制备方法

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
KR20070060120A (ko) * 2004-09-17 2007-06-12 비에이치피 빌리톤 에스에스엠 테크놀로지 피티와이 엘티디 습식 야금 공정 및 건식 야금 공정의 조합에 의한 페로-니켈 또는 니켈 매트 제조
KR20090042996A (ko) * 2006-08-23 2009-05-04 비에이치피 빌리톤 에스에스엠 디벨롭먼트 피티와이 엘티디 철 함량이 낮은 금속 니켈 제조
JP2010180439A (ja) * 2009-02-04 2010-08-19 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 硫酸酸性水溶液からのニッケル回収方法
KR101191042B1 (ko) * 2011-12-27 2012-10-15 강호길 니켈정광, 니켈매트로부터 고순도 황산니켈을 제조하는 방법
KR20170075607A (ko) * 2015-12-23 2017-07-03 주식회사 포스코 니켈의 습식제련 공정에서 발생하는 수소 가스 중의 염산 제거 및 회수 설비 및 방법

Family Cites Families (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6428604B1 (en) * 2000-09-18 2002-08-06 Inco Limited Hydrometallurgical process for the recovery of nickel and cobalt values from a sulfidic flotation concentrate
CN106756101B (zh) * 2017-01-16 2018-12-28 新疆新鑫矿业股份有限公司阜康冶炼厂 一种镍的湿法制备工艺

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
KR20070060120A (ko) * 2004-09-17 2007-06-12 비에이치피 빌리톤 에스에스엠 테크놀로지 피티와이 엘티디 습식 야금 공정 및 건식 야금 공정의 조합에 의한 페로-니켈 또는 니켈 매트 제조
KR20090042996A (ko) * 2006-08-23 2009-05-04 비에이치피 빌리톤 에스에스엠 디벨롭먼트 피티와이 엘티디 철 함량이 낮은 금속 니켈 제조
JP2010180439A (ja) * 2009-02-04 2010-08-19 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 硫酸酸性水溶液からのニッケル回収方法
KR101191042B1 (ko) * 2011-12-27 2012-10-15 강호길 니켈정광, 니켈매트로부터 고순도 황산니켈을 제조하는 방법
KR20170075607A (ko) * 2015-12-23 2017-07-03 주식회사 포스코 니켈의 습식제련 공정에서 발생하는 수소 가스 중의 염산 제거 및 회수 설비 및 방법

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
See also references of EP3926061A4 *

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US20250066877A1 (en) * 2023-08-25 2025-02-27 Korea Zinc Co., Ltd. All-in-one nickel recovering method for nickel hydroxide recovery from raw materials containing nickel
US12325894B2 (en) 2023-08-25 2025-06-10 Korea Zinc Co., Ltd. All-in-one nickel recovering method for nickel metal recovery from raw materials containing nickel
US12385108B2 (en) * 2023-08-25 2025-08-12 Korea Zinc Co., Ltd. All-in-one nickel recovering method for nickel hydroxide recovery from raw materials containing nickel
US12509744B2 (en) 2023-08-25 2025-12-30 Korea Zinc Co., Ltd. Method for preparing nickel sulfate aqueous solution from nickel-containing raw material
US12516398B2 (en) 2023-08-25 2026-01-06 Korea Zinc Co., Ltd All-in-one nickel recovering method for recovery of nickel oxide from raw materials containing nickel

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