Спосіб вилуговування цінних металів з руди в присутності хлористоводневої кислоти

1. Спосіб вилуговування цінного металу з руди, що містить вказаний цінний метал, у якому здійснюють вилуговування руди в присутності хлористоводневої кислоти з утворенням хлориду металу, розчинного в розчині для вилуговування, додають діоксид сірки в розчин для вилуговування в присутності тривалентного заліза з утворенням сульфату або сульфіту металу та одночасною регенерацією хлористоводневої кислоти, та видобувають цінний метал з розчину для вилуговування; де цінний метал вибирають з групи, що містить Zn, Сu, Ті, А1, Сr, Ni, Co, Mn, Fe, Pb, Na, K, Ca, Ag, метали платинової групи та золото. 2. Спосіб за п. 1, у якому сульфат металу або сульфіт металу характеризується формулою MeSO x·yH20, де Me означає метал, x дорівнює 3 або 4, а у дорівнює 0 або більше. 3. Спосіб за будь-яким з пп. 1 або 2, у якому джерелом металу в складі сульфату металу або сульфіту металу головним чином є руда. 4. Спосіб за п. 2, у якому значення у становить від 0 до 3. 2 (19) 1 3 88928 4 сульфат лужного металу або сульфіт лужного металу. 23. Спосіб за будь-яким з попередніх пунктів, у якому регенеровану хлористоводневу кислоту рециркулюють в процес вилуговування. 24. Спосіб за будь-яким з попередніх пунктів, у якому хлористоводнева кислота, призначена для вилуговування руди, є присутньою у складі сольового розчину. 25. Спосіб за п. 24, у якому як сольовий розчин використовують від приблизно 10% до приблизно 90% насичений розчин хлориду магнію, від приблизно 10% до приблизно 90% насичений розчин хлориду цинку або від приблизно 10% до приблизно 90% насичений розчин хлориду іншого металу. 26. Спосіб за п. 24, у якому як сольовий розчин використовують від приблизно 25% до приблизно 40% насичений розчин хлориду магнію, від приблизно 25% до приблизно 40% насичений розчин хлориду цинку або від приблизно 25% до приблизно 40% насичений розчин хлориду іншого металу. 27. Спосіб за будь-яким з попередніх пунктів, у якому сульфат металу або сульфіт металу використовують для одержання оксиду металу. 28. Спосіб за будь-яким з попередніх пунктів, у якому сульфат металу або сульфіт металу підда ють термічному розкладанню для одержання оксиду металу та діоксиду сірки, оксиду металу та триоксиду сірки або оксиду металу та суміші діоксиду сірки та триоксиду сірки. 29. Спосіб за п. 27 або 28, у якому оксид металу вибирають із групи, яка включає оксид магнію, оксид цинку, оксид заліза та оксид алюмінію. 30. Спосіб за п. 28, у якому діоксид сірки, триоксид сірки або їх суміш використовують для одержання сірчаної кислоти, яку у свою чергу повертають у процес вилуговування для регенерації хлористоводневої кислоти. 31. Спосіб за будь-яким з попередніх пунктів, у якому цінний метал вилуговують з руди при температурі від приблизно кімнатної температури до приблизно температури кипіння розчину хлориду металу для вилуговування. 32. Спосіб за будь-яким з попередніх пунктів, у якому концентрація діоксиду сірки в розчині становить принаймні 30%. 33. Спосіб за будь-яким з попередніх пунктів, у якому додатково використовують каталізатор для прискорення реакції процесу. 34. Спосіб за п. 33, у якому каталізатор вибирають із групи, яка включає мідь у розчині, графіт або вугілля. Даний винахід стосується способу обробки сольовим розчином хлориду, при якому відбувається накопичення або регенерація соляної кислоти, та способу вилуговування металів з руди хлоридним розчином. Спосіб є економічним і прийнятним з екологічної точки зору гідрометалургійним процесом для видобування цінних металів з руд або концентратів. Відоме використання відносно концентрованих сольових хлоридних розчинів як середовища для вилуговування неблагородних металів, один з останніх варіантів включає спосіб гідравлічного видобування міді Оутокумпу, описаний у ряді патентів, таких як WO 2003/35916, WP 2003/89675 та ін. Відомо, що хлоридні сольові розчини високої іонної сили в основному забезпечують більш швидке та більше повне вилуговування у порівнянні зі звичайним відносно розведеним сульфатним середовищем. Однак видобування розчинених цінних матеріалів з таких сольових розчинів являє собою трудомісткий процес і виключає стандартну електролітичну обробку. Протягом багатьох років дослідження в багатьох установах були спрямовані на застосування соляної кислоти (хлоридного середовища) для вилуговування нікелю з латеритних руд, насамперед, слід згадати роботи в цій галузі, проведені в університеті ім. Н.М. Райса у м.Лідс (N.M. Rice of Leeds University (див. Rice, 1989). При обробці обох типів руди, типового силікату (серпентину) і оксидної руди (лімоніту), спостерігалися оптимальні кінетичні параметри, що свідчило про можливості застосування зазначеної системи для вилуговування цінних металів, таких як нікель, з ряду матеріалів типу латеритів. Особливий інтерес являє швидка кінетика (1год.) вилуговування при високій температурі, звичайно більше 80°С, в 4Μ розчині соляної кислоти. Була розроблена концептуальна схема (Rice і Strong, 1974) з використанням вилуговування соляною кислотою для солюбілізації цінних кобальту та нікелю, які потім видаляли екстракцією розчинником з наступним гідролізом і одержували у вигляді гідроксиду нікелю (з використанням магнезії як нейтралізуючого агента), відповідно. Основними компонентами, які вносять вклад у споживання дорогої соляної кислоти, є домішки, такі як залізо та магній. Хлорид заліза видаляють із розчину екстракцією розчинником і обробкою на стадії випалу з розпиленням, при цьому утворюється стійкий гематит і регенерується соляна кислота, яка направляється в рециркуляційну систему на стадію вилуговування. Аналогічним чином, хлорид магнію обробляють на стадії випалу з розпиленням, при цьому утворюється магнезія (яку використовують як комерційний побічний продукт і/або використовують як нейтралізуючий агент) і регенерується соляна кислота (повертається в рециркуляційну систему на стадію вилуговування). Встановлено, що приблизно 70% всесвітніх природних запасів нікелю міститься в латеритній руді. У цей час тільки приблизно 40% нікелю, що випускається в промисловості, екстрагують із латеритних руд і передбачається, що до 2012 року ця величина зросте приблизно до 50% (розрахунки Dalvi та ін., 2004). Таким чином у даний час існує необхідність у розробці нового процесу для видобування нікелю та кобальту з латеритних родо 5 вищ, які характеризуються значно більш низькими експлуатаційними характеристиками й насамперед більш низькими капітальними витратами в порівнянні із сучасними технологіями. Більше того, з урахуванням запасів у майбутньому та росту потреби в нікелі приблизно на 4% (залежно від різних факторів) потреба у виробництві нікелю буде становити 40000-45000 тонн на рік нікелю, що випускається у промисловості, щоб задовольнити потреби (розрахунки Dalvi та ін., 2004). Навіть якщо використовувати додаткову розробку нових джерел (запасів) невеликих сульфідних родовищ, основні проекти, що передбачають нові способи розробки латеритів (такі, як проекти з кислотного вилуговування при високому тиску Goro і Ravensthrope, нові ливарні печі, такі як печі Koniambo, і нові способи гідрометалургійної сульфідної обробки, такі як спосіб "Voisey's Bay"), всі ці способи не зможуть задовольнити потреби. Геологія та мінералогія Економічність обробки латериту в значній мірі залежить від якості та складу оброблюваної руди. Латеритні родовища нікелю включають два основні шари (горизонти), тобто лімонітовий (гідратовані оксиди заліза) поверхневий матеріал (низький вміст нікелю та магнію, високий вміст заліза) і більш глибокий шар сапролітовий (гідросилікати магнію) матеріал (високий вміст нікелю та магнію, низький вміст заліза). Зазначені шари утворюються при ерозії вихідної скельної породи, яка у свою чергу утворюється із закристалізованого розплаву породи у формі мінералів Fe-Mg-Si-O. Вихідна скельна порода містить Ni (~0