JP2002285253A - 亜鉛精鉱の浸出法 - Google Patents
亜鉛精鉱の浸出法Info
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- JP2002285253A JP2002285253A JP2001091738A JP2001091738A JP2002285253A JP 2002285253 A JP2002285253 A JP 2002285253A JP 2001091738 A JP2001091738 A JP 2001091738A JP 2001091738 A JP2001091738 A JP 2001091738A JP 2002285253 A JP2002285253 A JP 2002285253A
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- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
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Abstract
(57)【要約】
【課題】 亜鉛精鉱を浸出する従来の方法は、亜鉛の浸
出に長時間を要し、また、酸化反応を促進させるために
オートクレーブ等の圧力容器を要し建設費が高いため、
浸出時間の短縮、建設費の削減が求められる。 【解決手段】 ボールミル等の粉砕機を使用し、亜鉛精
鉱の粒子表面に生成する単体硫黄等を剥離しながら浸出
を行う。浸出により消費される三価の鉄イオンは、送液
配管内の浸出後液に酸素を導入して再生し、繰り返し使
用することができる。この浸出法により、浸出時間を大
幅に短縮することが可能になり、オートクレーブ等の圧
力容器が不要となる。
出に長時間を要し、また、酸化反応を促進させるために
オートクレーブ等の圧力容器を要し建設費が高いため、
浸出時間の短縮、建設費の削減が求められる。 【解決手段】 ボールミル等の粉砕機を使用し、亜鉛精
鉱の粒子表面に生成する単体硫黄等を剥離しながら浸出
を行う。浸出により消費される三価の鉄イオンは、送液
配管内の浸出後液に酸素を導入して再生し、繰り返し使
用することができる。この浸出法により、浸出時間を大
幅に短縮することが可能になり、オートクレーブ等の圧
力容器が不要となる。
Description
【０００１】
【発明の属する技術分野】本発明は、亜鉛、更には鉛、
金、銀等の有価金属元素を含有する硫化物である亜鉛精
鉱（単に、亜鉛精鉱という。）から亜鉛、更には鉛、
金、銀等の有価金属元素および単体硫黄を回収する湿式
亜鉛製錬における亜鉛精鉱の浸出法に関する。
金、銀等の有価金属元素を含有する硫化物である亜鉛精
鉱（単に、亜鉛精鉱という。）から亜鉛、更には鉛、
金、銀等の有価金属元素および単体硫黄を回収する湿式
亜鉛製錬における亜鉛精鉱の浸出法に関する。
【０００２】
【従来の技術】亜鉛精鉱の浸出等に関する従来の技術と
しては、特許公報第２８５６９３３号および特公平６−
４３６１９に開示された方法がある。まず、特許公報第
２８５６９３３号によれば、次に述べるような方法を用
いて亜鉛精鉱が処理される。すなわち、亜鉛精鉱の浸出
は二段階で行われるものであって、亜鉛精鉱を焙焼して
亜鉛▲か▼焼物を生成後、中性浸出を行う。次いで電解
処理工程において得られた戻し酸を用いて強酸浸出を行
い、未浸出亜鉛精鉱及び焙焼により生成した難溶性のジ
ンクフェライトを分解する。亜鉛の浸出に必要な三価の
鉄イオンはジンクフェライト分解によって生じる鉄量だ
けでは不十分のため、浸出後液中の二価の鉄イオンを酸
化して再利用するという方法により浸出を行っている。
この結果９０〜９５℃において６〜１０時間かけて９９
％の亜鉛回収率を達成している。また、浸出時に生成す
る残渣は、溶鉱炉を用いて乾式冶金処理して有価金属を
回収するか、若しくは浸出残渣を浮選にかけて有価金属
を濃縮し回収している。
しては、特許公報第２８５６９３３号および特公平６−
４３６１９に開示された方法がある。まず、特許公報第
２８５６９３３号によれば、次に述べるような方法を用
いて亜鉛精鉱が処理される。すなわち、亜鉛精鉱の浸出
は二段階で行われるものであって、亜鉛精鉱を焙焼して
亜鉛▲か▼焼物を生成後、中性浸出を行う。次いで電解
処理工程において得られた戻し酸を用いて強酸浸出を行
い、未浸出亜鉛精鉱及び焙焼により生成した難溶性のジ
ンクフェライトを分解する。亜鉛の浸出に必要な三価の
鉄イオンはジンクフェライト分解によって生じる鉄量だ
けでは不十分のため、浸出後液中の二価の鉄イオンを酸
化して再利用するという方法により浸出を行っている。
この結果９０〜９５℃において６〜１０時間かけて９９
％の亜鉛回収率を達成している。また、浸出時に生成す
る残渣は、溶鉱炉を用いて乾式冶金処理して有価金属を
回収するか、若しくは浸出残渣を浮選にかけて有価金属
を濃縮し回収している。
【０００３】一方、特公平６−４３６１９に記載されて
いる亜鉛精鉱の処理方法は、亜鉛精鉱を少なくとも２段
階以上にわたって浸出する方法であり、鉱石を粉砕して
微粒化した後、第１段階浸出では、温度１２５〜１６０
℃、最終遊離硫酸濃度２０〜６０ｇ／L、三価の鉄イオ
ン濃度１〜５ｇ／Lとなるように酸素圧をかけた状態で
加圧浸出を行い、亜鉛を不完全溶解する。その後の第２
段階浸出では、大気圧下において、電解処理工程で発生
する戻り酸を過剰に用い、遊離硫酸濃度６０〜１６０ｇ
／L、三価の鉄イオン濃度２〜３ｇ／Lとなるように酸素
を供給した状態で浸出を行い、硫酸亜鉛溶液と浸出残渣
を形成させる。この際形成される残渣には残留亜鉛、
銅、鉄、大部分の鉛及び貴金属が含まれているので、浮
選により分離回収を実施する。
いる亜鉛精鉱の処理方法は、亜鉛精鉱を少なくとも２段
階以上にわたって浸出する方法であり、鉱石を粉砕して
微粒化した後、第１段階浸出では、温度１２５〜１６０
℃、最終遊離硫酸濃度２０〜６０ｇ／L、三価の鉄イオ
ン濃度１〜５ｇ／Lとなるように酸素圧をかけた状態で
加圧浸出を行い、亜鉛を不完全溶解する。その後の第２
段階浸出では、大気圧下において、電解処理工程で発生
する戻り酸を過剰に用い、遊離硫酸濃度６０〜１６０ｇ
／L、三価の鉄イオン濃度２〜３ｇ／Lとなるように酸素
を供給した状態で浸出を行い、硫酸亜鉛溶液と浸出残渣
を形成させる。この際形成される残渣には残留亜鉛、
銅、鉄、大部分の鉛及び貴金属が含まれているので、浮
選により分離回収を実施する。
【０００４】
【発明が解決しようとする課題】上に述べた従来の方法
は、既存の焙焼−浸出−電解工程への組み込みが可能で
あり、かつ既存の設備への増強が少なくて良いという利
点があった。また、投入する亜鉛精鉱中の亜鉛の回収率
も高く、かつ銅、鉛、および他の貴金属の回収も同時に
行うことが可能であるという優れた点がある。しかし、
亜鉛を溶液中へ完全に溶解するのに要する時間が長いこ
とや、酸化反応を促進させるためにオートクレーブ等の
圧力容器や規模の大きい反応槽等を必要とするため、建
設費が高いという問題を抱えていた。
は、既存の焙焼−浸出−電解工程への組み込みが可能で
あり、かつ既存の設備への増強が少なくて良いという利
点があった。また、投入する亜鉛精鉱中の亜鉛の回収率
も高く、かつ銅、鉛、および他の貴金属の回収も同時に
行うことが可能であるという優れた点がある。しかし、
亜鉛を溶液中へ完全に溶解するのに要する時間が長いこ
とや、酸化反応を促進させるためにオートクレーブ等の
圧力容器や規模の大きい反応槽等を必要とするため、建
設費が高いという問題を抱えていた。
【０００５】
【課題を解決するための手段】このような従来技術の問
題を解決するために本発明者らは種々の検討を重ねた結
果、亜鉛精鉱を磨鉱しながら浸出することにより、又は
磨鉱と浸出を別個に行うことによっても、該亜鉛精鉱の
表面にある浸出反応を阻害する成分を剥離または分離除
去することで、亜鉛の浸出速度が飛躍的に向上すること
を発見した。また、亜鉛精鉱を浸出する際にポンプで液
を循環させている間に酸素を配管内に供給し、配管内を
加圧状態にすることで、反応により消費されて二価の鉄
イオンに変化した鉄イオンを三価の鉄イオンに再生して
浸出に再利用することができ、大規模な圧力容器を用い
ずに鉄イオンを酸化させることに成功した。
題を解決するために本発明者らは種々の検討を重ねた結
果、亜鉛精鉱を磨鉱しながら浸出することにより、又は
磨鉱と浸出を別個に行うことによっても、該亜鉛精鉱の
表面にある浸出反応を阻害する成分を剥離または分離除
去することで、亜鉛の浸出速度が飛躍的に向上すること
を発見した。また、亜鉛精鉱を浸出する際にポンプで液
を循環させている間に酸素を配管内に供給し、配管内を
加圧状態にすることで、反応により消費されて二価の鉄
イオンに変化した鉄イオンを三価の鉄イオンに再生して
浸出に再利用することができ、大規模な圧力容器を用い
ずに鉄イオンを酸化させることに成功した。
【０００６】すなわち本発明は、第１に、遊離硫酸と三
価の鉄イオンとを含有する水溶液中において亜鉛精鉱を
磨鉱することによって該亜鉛精鉱中の亜鉛を浸出するこ
とを特徴とする亜鉛精鉱の浸出法；第２に、前記磨鉱を
大気圧下で行う、第１記載の浸出法；第３に、前記浸出
に伴って前記亜鉛精鉱の粒子表面に生成される副生物を
前記磨鉱により剥離して該浸出時間を短縮する、第１ま
たは２記載の浸出法；第４に、前記浸出により前記三価
の鉄イオンが還元されて生じた二価の鉄イオンを含有す
る浸出後液中に酸素を供給することによって該二価の鉄
イオンを三価の鉄イオンに酸化した液を前記磨鉱の工程
に繰り返す、第１〜３のいずれかに記載の浸出法；第５
に、前記磨鉱の工程へ供給または繰り返される前記水溶
液または前記浸出後液の送液配管内に酸素を供給して該
管内を加圧状態にする、第１〜４のいずれかに記載の浸
出法；第６に、前記水溶液中の遊離硫酸濃度を浸出終了
時点で４０ｇ／L以上としてジャロサイトの生成を抑制
する、第１〜５のいずれかに記載の浸出法；第７に、前
記水溶液中の三価の鉄イオン濃度を５〜６０ｇ／Lの範
囲とする、第１〜６のいずれかに記載の浸出法；第８
に、鉛、金および銀のうちの少なくとも１種の金属元素
を含有する前記亜鉛精鉱中の該金属元素が濃縮された前
記浸出後の残渣を浮選し該金属元素を回収する、第１〜
７のいずれかに記載の浸出法；第９に、前記浮選によっ
て得られた浮鉱を硫黄の融点以上の温度に加熱して該浮
鉱中の単体硫黄を揮発回収する、第８記載の浸出法、を
提供する。
価の鉄イオンとを含有する水溶液中において亜鉛精鉱を
磨鉱することによって該亜鉛精鉱中の亜鉛を浸出するこ
とを特徴とする亜鉛精鉱の浸出法；第２に、前記磨鉱を
大気圧下で行う、第１記載の浸出法；第３に、前記浸出
に伴って前記亜鉛精鉱の粒子表面に生成される副生物を
前記磨鉱により剥離して該浸出時間を短縮する、第１ま
たは２記載の浸出法；第４に、前記浸出により前記三価
の鉄イオンが還元されて生じた二価の鉄イオンを含有す
る浸出後液中に酸素を供給することによって該二価の鉄
イオンを三価の鉄イオンに酸化した液を前記磨鉱の工程
に繰り返す、第１〜３のいずれかに記載の浸出法；第５
に、前記磨鉱の工程へ供給または繰り返される前記水溶
液または前記浸出後液の送液配管内に酸素を供給して該
管内を加圧状態にする、第１〜４のいずれかに記載の浸
出法；第６に、前記水溶液中の遊離硫酸濃度を浸出終了
時点で４０ｇ／L以上としてジャロサイトの生成を抑制
する、第１〜５のいずれかに記載の浸出法；第７に、前
記水溶液中の三価の鉄イオン濃度を５〜６０ｇ／Lの範
囲とする、第１〜６のいずれかに記載の浸出法；第８
に、鉛、金および銀のうちの少なくとも１種の金属元素
を含有する前記亜鉛精鉱中の該金属元素が濃縮された前
記浸出後の残渣を浮選し該金属元素を回収する、第１〜
７のいずれかに記載の浸出法；第９に、前記浮選によっ
て得られた浮鉱を硫黄の融点以上の温度に加熱して該浮
鉱中の単体硫黄を揮発回収する、第８記載の浸出法、を
提供する。
【０００７】
【発明の実施の形態】亜鉛精鉱を電解処理により発生し
た遊離硫酸濃度１５０〜２００ｇ／L程度の電解工程の
戻り酸および鉄を除去した後に発生する后液を用いて８
０〜９５℃まで昇温させ亜鉛の浸出反応を起こす。この
際の反応は以下の通りである。 ZnS + Fe2(SO4)3 → ZnSO4 + 2FeSO4 + S ・・・Ａ式 Ａ式の反応を促進するために必要な三価の鉄は、処理す
る亜鉛精鉱中の鉄を用いることとする。その場合、浸出
時の三価の鉄イオン濃度は好ましくは５〜６０ｇ／Ｌの
範囲、さらに好ましくは５〜１５ｇ／Lとする。三価の
鉄イオン濃度が５ｇ／Ｌ未満ではＡ式の反応速度が不十
分であり、６０ｇ／Ｌ以上では効果が飽和してくる。こ
の反応は、時間と共に進行するものの、反応により生成
した単体硫黄等の副生物が亜鉛精鉱の粒子表面に生成、
付着するために反応界面が減少し、その結果その後の反
応速度が低下し、全ての亜鉛を浸出させるためには多大
の時間を要していた。本発明の方法では、Ａ式の反応で
生成し、粒子表面に生成、付着した単体硫黄等の副生物
を剥離または分離させるためにボールミル等の粉砕機を
用いて、亜鉛精鉱を磨鉱しながら浸出を行った。また、
磨鉱工程と浸出工程を別個に行うこともできる。すなわ
ち、亜鉛精鉱を一旦浸出した後に、磨鉱して粒子表面に
生成、付着した副生物を剥離、分離してから、再度浸出
し、引き続き磨鉱を行うというように交互に各工程を繰
り返すことによっても目的を達成することができる。な
お、磨鉱に使用する粉砕機は、亜鉛精鉱の粒子表面の単
体硫黄等副生物を剥離または分離する目的に適する装置
であれば、ボールミルに限定されない。このような粉砕
機には、例えばロッドミル、タワーミル、振動ミル、ア
トリションミル等がある。また、磨鉱により亜鉛精鉱が
より微細化され比表面積が増えるためより浸出を促して
いる。磨鉱前の亜鉛精鉱の粒度は、特に問わないが、よ
り浸出時間を短縮するためには小さい方が望ましく、好
ましくはメジアン径が１〜１００μｍ、９０％粒子径が
５０〜１０００μｍである。メジアン径が１μｍより細
かいと鉱石の移送時に飛散しやすくなり原料歩留まりの
低下を招く、１００μｍより大きいと効果が十分に得ら
れない。また、磨鉱条件としては磨鉱時のスラリー濃度
は高い方が良く、好ましくは３０ｇ/L以上が良い。
た遊離硫酸濃度１５０〜２００ｇ／L程度の電解工程の
戻り酸および鉄を除去した後に発生する后液を用いて８
０〜９５℃まで昇温させ亜鉛の浸出反応を起こす。この
際の反応は以下の通りである。 ZnS + Fe2(SO4)3 → ZnSO4 + 2FeSO4 + S ・・・Ａ式 Ａ式の反応を促進するために必要な三価の鉄は、処理す
る亜鉛精鉱中の鉄を用いることとする。その場合、浸出
時の三価の鉄イオン濃度は好ましくは５〜６０ｇ／Ｌの
範囲、さらに好ましくは５〜１５ｇ／Lとする。三価の
鉄イオン濃度が５ｇ／Ｌ未満ではＡ式の反応速度が不十
分であり、６０ｇ／Ｌ以上では効果が飽和してくる。こ
の反応は、時間と共に進行するものの、反応により生成
した単体硫黄等の副生物が亜鉛精鉱の粒子表面に生成、
付着するために反応界面が減少し、その結果その後の反
応速度が低下し、全ての亜鉛を浸出させるためには多大
の時間を要していた。本発明の方法では、Ａ式の反応で
生成し、粒子表面に生成、付着した単体硫黄等の副生物
を剥離または分離させるためにボールミル等の粉砕機を
用いて、亜鉛精鉱を磨鉱しながら浸出を行った。また、
磨鉱工程と浸出工程を別個に行うこともできる。すなわ
ち、亜鉛精鉱を一旦浸出した後に、磨鉱して粒子表面に
生成、付着した副生物を剥離、分離してから、再度浸出
し、引き続き磨鉱を行うというように交互に各工程を繰
り返すことによっても目的を達成することができる。な
お、磨鉱に使用する粉砕機は、亜鉛精鉱の粒子表面の単
体硫黄等副生物を剥離または分離する目的に適する装置
であれば、ボールミルに限定されない。このような粉砕
機には、例えばロッドミル、タワーミル、振動ミル、ア
トリションミル等がある。また、磨鉱により亜鉛精鉱が
より微細化され比表面積が増えるためより浸出を促して
いる。磨鉱前の亜鉛精鉱の粒度は、特に問わないが、よ
り浸出時間を短縮するためには小さい方が望ましく、好
ましくはメジアン径が１〜１００μｍ、９０％粒子径が
５０〜１０００μｍである。メジアン径が１μｍより細
かいと鉱石の移送時に飛散しやすくなり原料歩留まりの
低下を招く、１００μｍより大きいと効果が十分に得ら
れない。また、磨鉱条件としては磨鉱時のスラリー濃度
は高い方が良く、好ましくは３０ｇ/L以上が良い。
【０００８】この浸出反応により浸出残渣が発生する
が、浸出条件によっては、反応時に鉛ジャロサイトが生
成する。この鉛ジャロサイトが存在すると、生成する浸
出残渣量が増大するために、残渣処理にかかるコストの
増大に繋がる。従って、浸出反応時にはジャロサイト生
成を抑制するために浸出終了時点での遊離硫酸濃度を４
０ｇ／L以上にする必要がある。次にＡ式の反応を見れ
ば明らかなように、亜鉛精鉱の浸出が進行するに伴い、
浸出に必要な三価の鉄イオンが消費され減少してくる。
三価の鉄イオンがなくなればＡ式の反応は進行せず、浸
出反応が停止する。これを防ぐための方法として、亜鉛
精鉱中の亜鉛量に相当する量の三価の鉄イオンを繰り返
すか、反応により発生した二価の鉄イオンを酸化するこ
とで三価の鉄イオンを再生させ、再利用する方法があ
る。この酸化反応は次のＢ式に示す通りである。 2FeSO4 + 1/2O2 + H2SO4 → Fe２(SO4 )３＋H2O・・・Ｂ式 鉄イオンの酸化反応を大気圧下で行うと、この酸化反応
は非常に速度が遅い。そこで、オートクレーブなどの圧
力容器を使用して加圧状態とし、反応速度を速めて酸化
するのが一般的である。しかし、オートクレーブ等の圧
力容器は扱いにくく、かつ高価な設備であるために、本
発明では加圧状態を配管内で作り出し、配管内を液が流
れる間に二価の鉄イオンの酸化を行うことで三価の鉄イ
オンを再生し、浸出工程へ戻して再利用する。
が、浸出条件によっては、反応時に鉛ジャロサイトが生
成する。この鉛ジャロサイトが存在すると、生成する浸
出残渣量が増大するために、残渣処理にかかるコストの
増大に繋がる。従って、浸出反応時にはジャロサイト生
成を抑制するために浸出終了時点での遊離硫酸濃度を４
０ｇ／L以上にする必要がある。次にＡ式の反応を見れ
ば明らかなように、亜鉛精鉱の浸出が進行するに伴い、
浸出に必要な三価の鉄イオンが消費され減少してくる。
三価の鉄イオンがなくなればＡ式の反応は進行せず、浸
出反応が停止する。これを防ぐための方法として、亜鉛
精鉱中の亜鉛量に相当する量の三価の鉄イオンを繰り返
すか、反応により発生した二価の鉄イオンを酸化するこ
とで三価の鉄イオンを再生させ、再利用する方法があ
る。この酸化反応は次のＢ式に示す通りである。 2FeSO4 + 1/2O2 + H2SO4 → Fe２(SO4 )３＋H2O・・・Ｂ式 鉄イオンの酸化反応を大気圧下で行うと、この酸化反応
は非常に速度が遅い。そこで、オートクレーブなどの圧
力容器を使用して加圧状態とし、反応速度を速めて酸化
するのが一般的である。しかし、オートクレーブ等の圧
力容器は扱いにくく、かつ高価な設備であるために、本
発明では加圧状態を配管内で作り出し、配管内を液が流
れる間に二価の鉄イオンの酸化を行うことで三価の鉄イ
オンを再生し、浸出工程へ戻して再利用する。
【０００９】以上のような浸出、鉄イオンの酸化を段階
的に実施することにより約３０分で亜鉛精鉱中の亜鉛分
の約９５％を浸出させることが可能となり、従来の方法
での反応時間を大幅に短縮することが可能となった。ま
た、浸出用の水溶液中において磨鉱することによってこ
の効果が得られるが、前述のように磨鉱と浸出とを交互
に行うことによってもこの効果を得ることができる。浸
出により得られた浸出後の液は浄液工程を経て、電解処
理工程へと送液されて液中から亜鉛が電気亜鉛として回
収される。また、浸出残渣中には鉛、銀、単体硫黄及び
その他の貴金属が混入しているためにこれらを分離除去
する必要がある。そのため、浸出残渣を浮選工程へと送
り、硫化物及び単体硫黄とその他の金属を分離し処理す
る必要がある。この場合、浸出後に固液分離操作を行っ
て浸出残渣を濃縮スラリーとした後、空気を吹き込みな
がら実液のまま浮選を行う。これにより、硫黄及び硫化
物は浮鉱側へ、鉛、珪酸および貴金属は尾鉱側へと移行
する。得られた浮鉱中の単体硫黄は融点以上の温度で揮
発させて気体とさせて、冷却回収する。尾鉱には鉛およ
び貴金属が含まれているので、乾式冶金処理によりこれ
らの鉛、貴金属を回収する。
的に実施することにより約３０分で亜鉛精鉱中の亜鉛分
の約９５％を浸出させることが可能となり、従来の方法
での反応時間を大幅に短縮することが可能となった。ま
た、浸出用の水溶液中において磨鉱することによってこ
の効果が得られるが、前述のように磨鉱と浸出とを交互
に行うことによってもこの効果を得ることができる。浸
出により得られた浸出後の液は浄液工程を経て、電解処
理工程へと送液されて液中から亜鉛が電気亜鉛として回
収される。また、浸出残渣中には鉛、銀、単体硫黄及び
その他の貴金属が混入しているためにこれらを分離除去
する必要がある。そのため、浸出残渣を浮選工程へと送
り、硫化物及び単体硫黄とその他の金属を分離し処理す
る必要がある。この場合、浸出後に固液分離操作を行っ
て浸出残渣を濃縮スラリーとした後、空気を吹き込みな
がら実液のまま浮選を行う。これにより、硫黄及び硫化
物は浮鉱側へ、鉛、珪酸および貴金属は尾鉱側へと移行
する。得られた浮鉱中の単体硫黄は融点以上の温度で揮
発させて気体とさせて、冷却回収する。尾鉱には鉛およ
び貴金属が含まれているので、乾式冶金処理によりこれ
らの鉛、貴金属を回収する。
【００１０】
【実施例】［実施例1］ 粉砕機として、市販の試験用
アトリションミル型粉砕機アトライター（商品名）を使
用した。アトライターの容量は５．４L（２００ｍｍφ
×１７６ｍｍＨ）、材質はＳＵＳ３０４、モーター回転
数は１７０ｒｐｍ以上、使用ボールはアルミナボール
（９ｍｍφ、約３ｋｇ投入）である。浸出用水溶液とし
て、亜鉛濃度を１００ｇ／L、三価の鉄イオン濃度を３
０ｇ／L、遊離硫酸濃度を４０ｇ／Lに調整した水溶液を
用意した。亜鉛精鉱は、表１の組成を有する亜鉛精鉱を
使用した。Ｚｎ、Ｆｅ、Ｐｂ、Ｃｄ、Ｃｕ等の金属元素
は、硫化物の形で亜鉛精鉱中に含有されている。亜鉛精
鉱の粒度は、メジアン径が２５μｍ、９０％粒子径が７
０μｍである。
アトリションミル型粉砕機アトライター（商品名）を使
用した。アトライターの容量は５．４L（２００ｍｍφ
×１７６ｍｍＨ）、材質はＳＵＳ３０４、モーター回転
数は１７０ｒｐｍ以上、使用ボールはアルミナボール
（９ｍｍφ、約３ｋｇ投入）である。浸出用水溶液とし
て、亜鉛濃度を１００ｇ／L、三価の鉄イオン濃度を３
０ｇ／L、遊離硫酸濃度を４０ｇ／Lに調整した水溶液を
用意した。亜鉛精鉱は、表１の組成を有する亜鉛精鉱を
使用した。Ｚｎ、Ｆｅ、Ｐｂ、Ｃｄ、Ｃｕ等の金属元素
は、硫化物の形で亜鉛精鉱中に含有されている。亜鉛精
鉱の粒度は、メジアン径が２５μｍ、９０％粒子径が７
０μｍである。
【００１１】
【表１】
【００１２】上記の浸出用水溶液２．０Ｌを上記の粉砕
機の中に入れ、９０℃まで昇温した。昇温した上記水溶
液に上記の亜鉛精鉱６０ｇを添加して、粉砕機を運転さ
せて磨鉱、浸出を開始した。５分毎に粉砕機中のスラリ
ーをサンプリングしながら３０分間粉砕機の運転を続
け、粉砕機内で亜鉛精鉱と上記水溶液とを反応させた。
採取した各サンプルを濾過し、ケーキ（残渣）を十分水
洗した後、残渣品位を測定し、亜鉛精鉱品位と残渣品位
から亜鉛浸出率を求めた。上記の条件で試験を実施した
結果、表２に示すような亜鉛浸出率が得られ、僅か３０
分の浸出で９５％の亜鉛浸出率を達成できることが確認
された。
機の中に入れ、９０℃まで昇温した。昇温した上記水溶
液に上記の亜鉛精鉱６０ｇを添加して、粉砕機を運転さ
せて磨鉱、浸出を開始した。５分毎に粉砕機中のスラリ
ーをサンプリングしながら３０分間粉砕機の運転を続
け、粉砕機内で亜鉛精鉱と上記水溶液とを反応させた。
採取した各サンプルを濾過し、ケーキ（残渣）を十分水
洗した後、残渣品位を測定し、亜鉛精鉱品位と残渣品位
から亜鉛浸出率を求めた。上記の条件で試験を実施した
結果、表２に示すような亜鉛浸出率が得られ、僅か３０
分の浸出で９５％の亜鉛浸出率を達成できることが確認
された。
【００１３】
【表２】
【００１４】[実施例２] 実施例１に示したアトライタ
ーを用いて磨鉱、浸出試験を行った。試験は亜鉛濃度
１００ｇ/L、三価の鉄イオン濃度 １５g/L、遊離硫酸濃
度 ４０g/Lの母液を作成し、この母液の中に亜鉛精鉱を
前記母液に対して３０g/Lとなるように添加し、１０分
間浸出を行った。浸出後、スラリーを２００ g/Lに調整
し、アトライターで１分間粉砕を行った。粉砕後、スラ
リーを濾過し、残渣を得た。ここまでの手順を１回の試
験とし、その後残渣を母液に入れ、再度繰り返し試験を
行った。この繰り返し操作回数と亜鉛浸出率の関係を調
査した。この際の亜鉛精鉱は実施例１と同一組成のもの
を用いた。その結果を以下の表３に示す。
ーを用いて磨鉱、浸出試験を行った。試験は亜鉛濃度
１００ｇ/L、三価の鉄イオン濃度 １５g/L、遊離硫酸濃
度 ４０g/Lの母液を作成し、この母液の中に亜鉛精鉱を
前記母液に対して３０g/Lとなるように添加し、１０分
間浸出を行った。浸出後、スラリーを２００ g/Lに調整
し、アトライターで１分間粉砕を行った。粉砕後、スラ
リーを濾過し、残渣を得た。ここまでの手順を１回の試
験とし、その後残渣を母液に入れ、再度繰り返し試験を
行った。この繰り返し操作回数と亜鉛浸出率の関係を調
査した。この際の亜鉛精鉱は実施例１と同一組成のもの
を用いた。その結果を以下の表３に示す。
【００１５】
【表３】
【００１６】このように上述の操作を２回繰り返し、最
後に１０分間浸出をすることで、亜鉛の浸出率は９６．
５％を達成した。この操作に係る時間は磨鉱時間を加味
しても３２分程度であり、実施例１と同様に短時間で高
浸出率を達成することができた。
後に１０分間浸出をすることで、亜鉛の浸出率は９６．
５％を達成した。この操作に係る時間は磨鉱時間を加味
しても３２分程度であり、実施例１と同様に短時間で高
浸出率を達成することができた。
【００１７】
【発明の効果】ボールミル等の粉砕機を使用し、亜鉛精
鉱の粒子表面に生成する単体硫黄等の副生物を剥離、分
離しながら浸出を行うことにより、従来６〜１０時間程
度必要であった浸出時間をその１０分の１以下である３
０分程度まで短縮することが可能になった。浸出により
消費される三価の鉄イオンは、配管内に酸素を導入しな
がら再生することが可能であり、オートクレーブ等の圧
力容器が不要となった。従って、従来法に比べて浸出時
間を大幅に短縮することができ、また酸化に必要な設備
が不要となるため、これらの方法を組み合わせて利用す
ることによって建設費、操業コストの大幅な削減が可能
となった。また、本発明の方法は、既存の設備への組み
込みが可能であり、小規模の建設によって亜鉛生産量の
増産を行うことが可能になった等の効果を奏するもので
ある。
鉱の粒子表面に生成する単体硫黄等の副生物を剥離、分
離しながら浸出を行うことにより、従来６〜１０時間程
度必要であった浸出時間をその１０分の１以下である３
０分程度まで短縮することが可能になった。浸出により
消費される三価の鉄イオンは、配管内に酸素を導入しな
がら再生することが可能であり、オートクレーブ等の圧
力容器が不要となった。従って、従来法に比べて浸出時
間を大幅に短縮することができ、また酸化に必要な設備
が不要となるため、これらの方法を組み合わせて利用す
ることによって建設費、操業コストの大幅な削減が可能
となった。また、本発明の方法は、既存の設備への組み
込みが可能であり、小規模の建設によって亜鉛生産量の
増産を行うことが可能になった等の効果を奏するもので
ある。
───────────────────────────────────────────────────── フロントページの続き (72)発明者 鳴海 明 東京都千代田区丸の内一丁目８番２号 同 和鉱業株式会社内 Ｆターム(参考） 4K001 AA30 BA06 DB03 DB25
Claims (9)
- 【請求項１】 遊離硫酸と三価の鉄イオンとを含有する
水溶液中において亜鉛精鉱を磨鉱することによって該亜
鉛精鉱中の亜鉛を浸出することを特徴とする亜鉛精鉱の
浸出法。 - 【請求項２】 前記磨鉱を大気圧下で行う、請求項１記
載の浸出法。 - 【請求項３】 前記浸出に伴って前記亜鉛精鉱の粒子表
面に生成される副生物を前記磨鉱により剥離して該浸出
時間を短縮する、請求項１または２記載の浸出法。 - 【請求項４】 前記浸出により前記三価の鉄イオンが還
元されて生じた二価の鉄イオンを含有する浸出後液中に
酸素を供給することによって該二価の鉄イオンを三価の
鉄イオンに酸化した液を前記磨鉱の工程に繰り返す、請
求項１〜３のいずれかに記載の浸出法。 - 【請求項５】 前記磨鉱の工程へ供給または繰り返され
る前記水溶液または前記浸出後液の送液配管内に酸素を
供給して該管内を加圧状態にする、請求項１〜４のいず
れかに記載の浸出法。 - 【請求項６】 前記水溶液中の遊離硫酸濃度を浸出終了
時点で４０ｇ／L以上としてジャロサイトの生成を抑制
する、請求項１〜５のいずれかに記載の浸出法。 - 【請求項７】 前記水溶液中の三価の鉄イオン濃度を５
〜６０ｇ／Lの範囲とする、請求項１〜６のいずれかに
記載の浸出法。 - 【請求項８】 鉛、金および銀のうちの少なくとも１種
の金属元素を含有する前記亜鉛精鉱中の該金属元素が濃
縮された前記浸出後の残渣を浮選し該金属元素を回収す
る、請求項１〜７のいずれかに記載の浸出法。 - 【請求項９】 前記浮選によって得られた浮鉱を硫黄の
融点以上の温度に加熱して該浮鉱中の単体硫黄を揮発回
収する、請求項８記載の浸出法。
Priority Applications (8)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP2001091738A JP4765114B2 (ja) | 2001-03-28 | 2001-03-28 | 亜鉛精鉱の浸出法 |
| US10/058,438 US6835230B2 (en) | 2001-03-28 | 2002-01-28 | Method for leaching zinc concentrate |
| EP02002172A EP1245686B1 (en) | 2001-03-28 | 2002-01-29 | Method and apparatus for leaching zinc concentrates |
| ES02002172T ES2275762T3 (es) | 2001-03-28 | 2002-01-29 | Procedeimiento y dispositivo para la lixiviacion de concentrados de zinc. |
| AT02002172T ATE346961T1 (de) | 2001-03-28 | 2002-01-29 | Verfahren und vorrichtung zur laugung von zinkkonzentraten |
| DE60216346T DE60216346D1 (de) | 2001-03-28 | 2002-01-29 | Verfahren und Vorrichtung zur Laugung von Zinkkonzentraten |
| KR1020020012415A KR100729192B1 (ko) | 2001-03-28 | 2002-03-08 | 아연정광의 침출법 및 침출장치 |
| US10/681,455 US20040065987A1 (en) | 2001-03-28 | 2003-10-07 | Apparatus for leaching zinc concentrates |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP2001091738A JP4765114B2 (ja) | 2001-03-28 | 2001-03-28 | 亜鉛精鉱の浸出法 |
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|---|---|
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| JP4765114B2 JP4765114B2 (ja) | 2011-09-07 |
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|---|---|---|---|
| JP2001091738A Expired - Lifetime JP4765114B2 (ja) | 2001-03-28 | 2001-03-28 | 亜鉛精鉱の浸出法 |
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|---|---|
| JP (1) | JP4765114B2 (ja) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2003082420A (ja) * | 2001-09-13 | 2003-03-19 | Dowa Mining Co Ltd | 亜鉛精鉱浸出法および浸出装置 |
| WO2007077290A1 (en) * | 2006-01-04 | 2007-07-12 | Outotec Oyj. | Method for improving sulphidic concentrate leaching |
| CN113462898A (zh) * | 2021-06-19 | 2021-10-01 | 西部矿业股份有限公司 | 一种新型氧压浸出锌冶炼净化除杂工艺 |
Citations (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPH0790404A (ja) * | 1990-02-16 | 1995-04-04 | Outokumpu Oy | 硫化亜鉛含有原料を処理するための湿式冶金方法 |
-
2001
- 2001-03-28 JP JP2001091738A patent/JP4765114B2/ja not_active Expired - Lifetime
Patent Citations (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPH0790404A (ja) * | 1990-02-16 | 1995-04-04 | Outokumpu Oy | 硫化亜鉛含有原料を処理するための湿式冶金方法 |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2003082420A (ja) * | 2001-09-13 | 2003-03-19 | Dowa Mining Co Ltd | 亜鉛精鉱浸出法および浸出装置 |
| WO2007077290A1 (en) * | 2006-01-04 | 2007-07-12 | Outotec Oyj. | Method for improving sulphidic concentrate leaching |
| CN113462898A (zh) * | 2021-06-19 | 2021-10-01 | 西部矿业股份有限公司 | 一种新型氧压浸出锌冶炼净化除杂工艺 |
| CN113462898B (zh) * | 2021-06-19 | 2022-09-06 | 西部矿业股份有限公司 | 一种氧压浸出锌冶炼净化除杂工艺 |
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