JP2572609B2 - 亜鉛湿式製錬から生じる残渣の処理方法 - Google Patents

亜鉛湿式製錬から生じる残渣の処理方法

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JP2572609B2 JP62256161A JP25616187A JP2572609B2 JP 2572609 B2 JP2572609 B2 JP 2572609B2 JP 62256161 A JP62256161 A JP 62256161A JP 25616187 A JP25616187 A JP 25616187A JP 2572609 B2 JP2572609 B2 JP 2572609B2
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    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Description

【発明の詳細な説明】 〔産業上の利用分野〕 この発明は、亜鉛電解製錬を用いた亜鉛湿式製錬から
生じる残渣を処理する方法に関する。
〔従来の技術及びその解決しようとする問題点〕
湿式製錬プロセスで発生する残渣は、その廃棄に困難
を生じる一方、なお有価物を含んでいる。特に亜鉛電解
製錬のときそうである。電解用硫酸亜鉛溶液を製造する
場合、溶液の中和後、鉄の沈殿工程以前に発生する残渣
は、例えばGe、Ga、In、As、Cu、Pb、SiO2、Al2O3等の
不純物を含む外、なおZnも含んでいる。この残渣は、循
環系にこれらの不純物が蓄積されたり、沈殿した鉄が汚
されて利用価値が損なわれることのないよう、プロセス
から取り除かねばならない。
西独国特許出願公開第25 40 641号明細書により周知
のかかる方法では、ばい焼物がまず中和浸出工程で処理
され、ZnSO4溶液が電解工程へと送られ、浸出残渣が２
工程で高温酸性浸出される。第一の高温浸出工程は、還
元条件の下で亜鉛製鉱を添加して行われる。場合によっ
ては予備中和を行った後、この第一高温浸出工程の浸出
残渣が第二工程において第一工程の硫酸溶液よりもかな
り濃縮された硫酸溶液で処理される。この溶液から未反
応硫化亜鉛製鉱と単体硫黄とを浮選により分離し、残っ
たPb残渣が分離される。溶液は第一高温浸出工程に戻さ
れる。第一高温浸出工程から浸出残渣を取り除いて得ら
れた溶液は、石灰石で約4.5のpH値に中和される。その
際発生する残渣は主にCaSO4からなり、既述の不純物を
含有しており、循環系から取り除かねばならない。残っ
た溶液内で鉄が酸化沈殿する。この溶液は中性浸出液に
戻される。中和時に発生する石膏残渣は、強く汚れてお
り、それゆえ利用価値が低く、廃棄すると環境汚染を生
じる一方、なお有価物を含有している。
本発明は、亜鉛含有物質の浸出後に発生するかかる残
渣を、最後まで残留する残渣が皆無またはごく微量とな
りかつ有価物ができるだけ完全に回収されるよう、処理
することを目的とする。
〔問題点を解決するための手段〕
この目的は、本発明によれば、 （ａ）、残渣を50〜100℃の温度において、浸出工程の
最後に遊離酸濃度が10〜100g/となるよう、尾液で浸
出し、 （ｂ）、その未溶解分をスラリーから分離し、 （ｃ）、この分離した成分を亜鉛電解製錬の高温酸性浸
出工程に導入し、 （ｄ）、上記（ｂ）段階で得られる溶液に微粉金属鉄を
添加して銅を沈殿させ、 （ｅ）、この沈殿した銅を分離し、 （ｆ）、上記（ｅ）段階で得られる液相を亜鉛電解製錬
の鉄沈殿工程又はそれ以前の１工程に導入すること、 により達成される。
残渣としては、まず、この亜鉛電解製錬プロセス自体
から生じる残渣が考えられる。これは、高温酸性浸出工
程から生じる溶液の中和後で鉄の沈殿前に発生する。或
いはまた、この電解亜鉛製錬プロセス以外の別の亜鉛湿
式製錬プロセスから生じる残渣も使用することができ
る。亜鉛電解プロセスから生じる残渣には、例えばCu、
In、Ge、Ga等の沈殿元素、場合にとっては、例えばCu、
Ag、Pb、Zn等の未溶解元素、そしてAl2O3、SiO2および
付着硫酸塩溶液が含まれる。残渣は、後処理の前に、望
ましくは濾過装置を使って一部脱水する。上記（ａ）段
階の酸性浸出に使用する尾液は、連続浸出の最後に所要
の酸濃度が得られるよう、工業用水で調整することがで
きる。この酸濃度は後段の固液分離用シックナー内での
沈降挙動を良好にする。濃縮された固形物には、例えば
Pb、Ag等の未溶解成分が含まれ、また酸濃度が低い場合
には、例えば亜鉛フェライト等の難溶成分、部分的には
Cuが含まれる。固形物は高温酸性浸出工程に戻す。この
工程で可溶成分をほどんど溶解し、未溶解残渣中のPbと
Agを濃縮し排出する。酸性浸出後の固液分離から得られ
る溶液は好ましくは微粉金属鉄と混合する。塊状鉄屑や
鉄ペレットの使用も基本的には可能である。鉄担体の選
択で、その都度最も望ましい反応装置のタイプ、例えば
撹拌器付き容器か振動反応装置か揺動反応装置か沈殿ド
ラムかまたは沈殿ホッパーかが決まる。金属鉄の添加に
より、pH値の上昇やそれに伴う幾つかの金属水酸化物の
沈殿を生じることなく、Cuを酸性媒質中で沈殿させるこ
とができる。またCdの沈殿も大幅に抑制される。さらに
Fe3+がFe2+に還元され、従ってFe3+が後続の工程に及ぼ
す有害な影響も防止される。金属鉄としては、経費や冶
金学上の理由から、例えばかつ好ましくは、海綿鉄の製
造時に生じる過小粒体や鉄含有スラッジの磁鉄小片を使
用することができる。沈降銅は望ましくは圧濾器内で濾
別し洗浄し脱水した後、別の処理のため排出する。銅を
取り除いた溶液には、いまや、Zn、Fe2+の外、装入量に
応じて高濃度の有価金属In、Ge、Gaが含まれている。
本発明の好ましい１実施態様によれば、上記（ｅ）段
階で得られる溶液を上記（ｆ）段階に送る前に、少なく
ともその部分流からアルミニウムを沈殿させる。この沈
殿したアルミニウムは分離され、亜鉛電解製錬時にアル
ミニウムが多くなるのを防ぐ。
本発明の好ましい１実施態様によれば、pH値4.0〜5.0
に中和することによりアルミニウムの沈殿を行い、この
沈殿した固形物を濾別し、得られた溶液は上記（ｆ）段
階に送られる。これにより、含有アルミニウムの大部分
を含む残渣の発生も微量となる。溶液の中和は、ばい焼
物、酸化亜鉛または石灰を使って行うことができる。残
渣は、ばい焼物で中和した場合、有価金属として鉛や銀
も含み、例えば鉛精製所で処理することができるが、廃
棄することもできる。中和の種類や後続の処理の種類お
よびそれと結びついた有価金属の回収方式に依存する。
固形物は濾過または遠心分離により分離され洗浄され後
続の処理のため十分に脱水される。溶液は亜鉛電解の鉄
沈殿工程又はそれ以前の１工程に、好ましくは鉄沈殿工
程に直接導入される。
本発明の好ましい１実施態様によれば、中和は70〜95
℃の温度でpH値4.0〜4.5になるように行われる。これに
より、ごく良好な沈殿が達成され、固形物を濾別または
遠心分離で十分に除去することができる。
本発明の好ましい１実施態様によれば、Pb−Ag残渣を
添加し、温度150℃以上、好ましくは180〜210℃のオー
トクレーブ内で処理することにより、アルミニウムの沈
殿が行われ、スラリーは上記（ｆ）段階に導入され、こ
の沈殿したアルミニウムは亜鉛電解製錬で生じたPb−Ag
残渣とともに分離される。これにより、アルミニウムは
亜鉛電解製錬の鉛・銀残渣に入り、付加的残渣が発生す
ることはない。しかも、この鉛・銀残渣は濃縮した形で
得られる。アルミニウムの沈殿のため、鉛・銀残渣の代
わりに硫酸塩やアルカリ土類金属硫酸塩も添加すること
ができる。しかし、これらの物質は追加購入せねばなら
ず、アルカリ土類金属硫酸塩の場合、残渣中に異種物質
が発生し、これらは後続の処理に向けるかまたは廃棄し
なければならない。
本発明の好ましい１実施態様によれば、Pb−Ag残渣を
添加し、温度150℃以上、好ましくは180〜210℃のオー
トクレーブ内で処理することにより、アルミニウムの沈
殿が行われ、この沈殿したアルミニウムは添加したPb−
Ag残渣とともに分離され、そして、得られた溶液は上記
（ｆ）段階に導入される。この実施態様の利点として、
スラリーは長い道程を導かれる必要がなく、アルミニウ
ムは比較的微量の固形物として得られる。
本発明の好ましい１実施態様によれば、糖蜜等の有機
物を添加し、温度150℃以上、好ましくは180〜210℃の
オートクレーブ内で処理することにより、アルミニウム
の沈殿が行われ、この沈殿した固形物が分離され、得ら
れた溶液が上記（ｆ）段階に送られる。この実施態様で
は、アルミニウムは異種物質と一緒になっているが、廃
棄または処理も十分に行うことができる。
本発明の好ましい１実施態様によれば、上記（ａ）段
階は、温度70〜95℃で行われ、そこでの遊離酸の最終的
な濃度は30〜50g/である。これにより、沈降挙動が格
別良好となる。
本発明の好ましい１実施態様によれば、上記（ａ）段
階での固形物含量は60〜150g/である。これにより、
良好な浸出・沈降条件が創り出される。
本発明の好ましい１実施態様によれば、上記（ｂ）段
階で得られるスラリーからの未溶解分の分離をポリアル
コールまたはゼラチンの存在下に行ってSiO2を沈殿させ
る。これにより、SiO2はほとんど残渣となり、十分に濾
別可能な形になっている。添加は、亜鉛電解製錬の高温
酸性浸出時に行うこともでき、この場合、SiO2は鉛・銀
残渣となる。しかし、その場合、試薬を大量に添加する
必要がある。
本発明の好ましい１実施態様によれば、上記（ｄ）段
階で沈殿させかつ上記（ｅ）段階で分離した沈降銅は、
固形物濃度が100〜300g/になるまで再び沈殿槽に再循
環させ、温度は70〜95℃に調整される。これにより、固
形物の濾別、洗浄、脱水を十分に行うことができる。
本発明の好ましい１実施態様によれば、上記（ｅ）段
階で得られる溶液から銅を分離した後、上記（ｆ）段階
の前にゲルマニウム、インジウム、ガリウムが分離され
る。金属の回収は、液−液抽出、イオン交換または適当
な試薬を使った沈殿により行うことができる。アルミニ
ウムの沈殿を行う場合には、予めゲルマニウム、インジ
ウム、ガリウムの分離を行う。これにより、これらの金
属またはそれらの化合物はごく濃縮した形で得られる。
本発明の好ましい１実施態様によれば、沈殿アルミニ
ウムを含有する残渣からインジウム、ゲルマニウムまた
はガリウムのうちの少なくとも１元素が回収される。こ
の回収は付加的浸出工程により行われる。
本発明の好ましい１実施態様によれば、ばい焼亜鉛精
鉱の中性浸出後の残渣を70℃と溶液の沸点との間の温度
で高温酸性浸出し、未溶解分を、好ましくはゼラチンま
たはポリアルコールを添加して、鉛・銀残渣として分離
し、閃亜鉛鉱を添加して溶液を還元浸出し、未溶解物質
を分離してばい焼工程に戻し、ばい焼物または浸出残渣
を添加して溶液の予備中和を行い、ばい焼物を添加して
中和を行い、浸出残渣を分離し、溶液中の鉄を沈殿さ
せ、そしてこの溶液を中性浸出工程に戻すことにより、
上記（ａ）段階で用いる浸出残渣が形成される。この実
施態様により、有価物はごく微量に残渣内に発生し、残
渣処理の費用をごく低く抑えることができる。処理時に
発生する溶液と酸性浸出後に発生する固形物とは、きわ
めて有利な条件で、電解亜鉛製錬プロセスに戻すことが
でき、また全プロセスを通じて、再利用可能な残渣以外
に、廃棄しなければならない残渣が発生することはな
い。なお、ゼラチンまたはポリアルコールを添加すると
SiO2の分離が向上する。
本発明の好ましい１実施態様によれば、予備中和後、
pH値4.0〜5.0、好ましくは4.0〜4.5になるように中和処
理される。これにより、残渣を沈殿させかつ溶液から残
渣を分離する上で最適な条件が創り出される。
本発明の好ましい１実施態様によれば、鉄を赤鉄鉱と
して沈殿させる。これにより、鉄は、鉄含有量が高く、
亜鉛を僅かに含有し、従って後続の処理にとってきわめ
て好都合な形で沈殿する。
本発明の好ましい１実施態様によれば、高温酸性浸出
の後に分離された未溶解分は、尾液と130〜160g/、好
ましくは140〜150g/の硫酸とを含有する浸出液を用い
た超高温酸性浸出工程で、SO2を導入しつつ90〜130℃、
好ましくは95〜110℃で浸出され、その際発生する未溶
解固形物は分離されて鉛・銀残渣として排出され、溶液
は高温酸性浸出工程に戻される。これにより、鉄および
他の元素の溶解が向上し、鉛・銀残渣中には鉄およびこ
れらの元素が少なくなる。
〔実施例〕
本発明の１実施例を図面に示すフローチャートに基づ
き詳しく説明する。
中性浸出工程１に、ばい焼物２と尾液３と鉄沈殿工程
から生じる溶液４とが装入される。次に固液分離工程50
が行われる。オーバーフローは液清浄工程６に、浸出残
渣は高温酸性浸出工程７に送られる。液清浄工程６に亜
鉛末８が添加される。被清浄硫酸亜鉛溶液は電解工程９
に送られ、沈降銅10は後続の処理に向けられる。
高温酸性浸出工程７の後、固液分離工程11が行われ
る。オーバーフローは還元浸出工程12に導かれる。固形
物は超高温酸性浸出工程13に導入され、そこで電解浴か
らの返し液である尾液３とSO243とが添加されて浸出が
行われる。濾過工程14の後、鉛・銀残渣15は後続の処理
に向けられる。閃亜鉛鉱16が添加されて還元浸出工程12
が行われ、次に固液分離工程17が行われる。引き続き濾
過工程18が行われた後、残留硫黄はばい焼工程に戻され
る。
固液分離工程17から生ずるオーバーフローは予備中和
工程19に導びかれ、そこに、ばい焼物22または中和工程
21からの残渣20が装入される。このスラリーが中和工程
21に導かれ、この中和工程21には、ばい焼物22が装入さ
れる。引き続き濾過工程23が行われた後、残渣20は一部
が酸性浸出工程24に、残りは予備中和工程19に装入され
る。濾液は鉄沈殿工程36に装入される。
酸性浸出工程24に、尾液３と水25とが装入される。固
液分離工程26が行われた後、オーバーフローは銅沈殿工
程27に導かれ、固形物は高温酸性浸出工程７に戻され
る。銅沈殿工程27に微粉金属鉄28が添加される。
濾過工程29で沈降銅33が濾別され、後続の処理に向け
られる。濾液は直接に再処理（点線で示す）に向けられ
るかまたは予めGe、Ga、In分離工程30に送られる。いず
れの場合も、濾液の再処理は幾つもの仕方で行うことが
できる。この溶液の全部または一部は予備中和工程19に
導くことができる。
上記溶液の全部または一部は中和工程31に導くことが
でき、そこに、ばい焼物、ZnOまたは石灰44が装入され
る。濾過工程34の後、Al含有残渣35は後続の処理または
廃棄に向けられ、濾液は鉄沈殿工程36へと導かれる。
上記溶液の全部または一部をAl沈殿工程32に送ること
ができ、そこに、Pb−Ag残渣15の一部が添加される。引
き続く、固液分離工程と濾過工程41とを行った後、沈殿
したアルミニウムはPb−Ag残渣42とともに後続の処理に
向けられる。
濾液は高温酸性浸出工程７に送られる。Al沈殿工程32
にpb−Ag残渣15を添加した後、得られたスラリー（一点
鎖線）は亜鉛電解製錬の濾過工程14に送られ、そこで、
Al含有Pb−Ag残渣がPb−Ag残渣15の大部分と一緒に分離
される。
亜鉛電解製錬の鉄沈殿工程36に酸素及び蒸気37が導入
される。固液分離工程38の後、オーバーフローは中性浸
出工程１に導され、固形物は濾過39に通され、赤鉄鉱残
渣40は別の処理に向けられる。
具体例 亜鉛電解製錬の中和工程から濾別した固形物を尾液と
一緒に酸性浸出工程で１時間撹拌浸出した。尾液は酸濃
度が約30g/となるよう量を調整した。濾過前にポリア
ルコールをスラリー１に対し0.1g添加した。浸出残渣
を濾別し、濾液に微粉金属鉄を加えて銅を沈殿させた。
沈降銅を濾別し、濾液は中和工程で80℃で撹拌しつつば
い焼物を加えてpH値を５にした。残渣は濾別した。
亜鉛電解製錬の中和工程からの固形物： Zn 30.2％、Fe 20.5％、Pb 2.6％、Cu 3.0％、SiO2
3.2％、Al2O3 3.0％ 浸出残渣： Zn 16.5％、Fe 30.3％、Pb 8.2％、Cu 0.9％、SiO2
9.8％、Al2O3 2.5％ 浸出濾液： Zn 95g/、Fe+++ 10.5g/、Fe++ 6.8g/、Cu 5.
6g/、SiO2 0.4g/、Al2O3 4.5g/、H2SO4 34g/
沈降銅： Cu 51.5％、Fe 4.4％、Zn 3.6％、SiO2 5.6％、Al2
O3 2.0％ 銅沈殿後の濾液： Zn 93g/、Fe++18.5g/、Fe+++0.3g/、Cu 0.6g/
、SiO2 0.1g/、Al2O3 4.5g/、H2SO4 30g/ 中和残渣： Zn 28.5％、Fe 16.3％、Pb 2.5％、Cu 1.9％、SiO2
1.7％、Al2O3 6.5％ 中和後の濾液： Zn 116g/、Fe++ 20g/、Fe+++0.1g/、Cu 0.2g/
、SiO2 0.1g/、Al2O3 0.3g/ 銅沈殿後の濾液はpH値が4.5になるまで消石灰スラリ
ー水溶液と混合した。沈殿した不純石膏は濾別した。
銅沈殿後の濾液： Zn 103g/、Fe++ 21.5g/、Fe+++0.2g/、Cu 0.1
g/、SiO2 0.2g/、Al2O3 3.9g/ 石膏： Zn 3.6％、Fe 0.6％、Cu 0.1％、Al2O3 4.0％ 石膏沈殿後の濾液： Zn 105g/、Fe++ 21g/、Fe+++0.1g/、Cu 0.1g/
、SiO2 0.1g/、Al2O3 0.2g/ 銅沈殿後の濾液2.5をオートクレーブ内で濾湿〔fil
terfeuchtem;filter−moist〕鉛・銀残渣175gと混合し
た。撹拌しつつスラリーを200℃にし、この温度に１時
間保った。その後、冷やして除圧し、スラリーを濾過し
た。濾別した固形物には予め溶液中に存在したアルミニ
ウムのほとんど全部が含まれていた。
銅沈殿後の濾液： Zn 77g/、Fe++ 20.3g/、Fe+++0.6g/、Cu 0.1g
/、Al2O3 7.6g/、H2SO3 34g/ 鉛・銀残渣： Pb 22.5％、Ag 0.19％、Fe 9.3％、Zn 2.5％、Al2O
3 2.0％、SiO2 13.1％ アルミニウムの沈殿後の濾液： Zn 73g/、Fe++ 19.8g/、Fe+++0.4g/、Cu 0.1g
/、Al2O3 0.7g/、H2SO3 38g/ アルミニウム沈殿後の残渣： Pb 19.0％、Ag 0.17％、Fe 6.1％、Al2O3 10.7％、
Zn 2.3％ 〔発明の効果〕 本発明の利点は、亜鉛含有物質の浸出から生じる残渣
を、再利用不可能な残渣などが発生しないか発生しても
ごく僅かとなるように、僅かな費用で処理することがで
き、また微量の材料から残渣中の有価物を回収すること
ができる点にある。この結果、再利用不可能な残渣を実
質的に生じることなく亜鉛電解製錬を行うことができ
る。
また、特許請求の範囲第６項、第15項および第21項に
記載の発明によれば、溶液からアルミニウムを沈殿によ
り分離することができるので、亜鉛電解製錬時にアルミ
ニウムが溶液中に多くなるのを防ぐことができる。
また、特許請求の範囲第15項に記載の発明によれば、
溶液からのアルミニウムの沈殿をきわめて効果的に行う
ことができるので、異種物質と一緒になっているこの沈
澱アルミニウムを廃棄または処理するのがきわめて容易
である。
また、特許請求の範囲第20項に記載の発明によれば、
ゲルマニウム、インジユウム、ガリウムが溶液から分離
されるので、これらの金属またはそれらの化合物をごく
濃縮した形で得ることができ、しかも、亜鉛電解製錬時
にこれらの金属が溶液中に多くなるのを防ぐことができ
る。
また、特許請求の範囲第21項に記載の発明によれば、
沈殿アルミニウムを含有する残渣からインジウム、ゲル
マニウムまたはガリウムのうちの少なくとも１元素が回
収されるので、この少なくとも１元素を簡単な工程によ
り濃縮した形で得ることができる。
さらに、特許請求の範囲第22項に記載の発明によれ
ば、有価物は残渣内にごく微量に含まれるだけであるの
で、残渣処理の費用をごく低く抑えることができる。ま
た、処理時に発生する溶液と酸性浸出後に発生する固形
物とは、きわめて有利な条件で、亜鉛電解製錬プロセス
に戻すことができ、しかも、全プロセスを通じて、再利
用可能な残渣以外に、廃棄しなければならない残渣が発
生することはない。また、未溶解分にゼラチンまたはポ
リアルコールを添加しているので、SiO2を効果的に分離
することができる。
【図面の簡単な説明】
第１図は本発明に基づく酸性浸出による残渣処理を概略
的に説明している亜鉛電解製錬の１実施例を示すフロー
チャート、第２図は上記残渣処理を詳細に示すフローチ
ャートである。 なお図面に用いた符号において、 ７……高温酸性浸出 24……酸性浸出 26……固液分離 27……銅沈殿 28……微粉金属鉄 29……濾過 33……沈降銅 36……鉄沈殿 である。
フロントページの続き (72)発明者 フォルカー・ビーガント ドイツ連邦共和国4354ダッテルン・ヘル マンシュトラーセ19

Claims (25)

    (57)【特許請求の範囲】
  1. 【請求項１】亜鉛電解製錬を用いた亜鉛湿式製錬から生
    じる残渣を処理する方法において、 （ａ）、上記残渣を50〜100℃の温度において、浸出の
    最後に遊離酸濃度が10〜100g/となるよう、尾液で浸
    出し、 （ｂ）、その未溶解分をスラリーから分離し、 （ｃ）、この分離した成分を亜鉛電解製錬の高温酸性浸
    出工程に導入し、 （ｄ）、上記（ｂ）段階で得られる溶液に微粉金属鉄を
    添加して銅を沈殿させ、 （ｅ）、この沈殿した銅を分離し、 （ｆ）、上記（ｅ）段階で得られる液相を亜鉛電解製錬
    の鉄沈殿工程又はそれ以前の１工程に導くこと、 を備えることを特徴とする方法。
  2. 【請求項２】上記（ａ）段階が温度70〜95℃で行われ、
    そこでの遊離酸の最終的な濃度が30〜50g/であること
    を特徴とする特許請求の範囲第１項に記載の方法。
  3. 【請求項３】上記（ａ）段階での固形物含量が60〜150g
    /であることを特徴とする特許請求の範囲第１項また
    は第２項に記載の方法。
  4. 【請求項４】上記（ｂ）段階で得られるスラリーからの
    未溶解分の分離をポリアルコールまたはゼラチンの存在
    下に行ってSiO2を沈殿させることを特徴とする特許請求
    の範囲第１〜３項のいずれか１項に記載の方法。
  5. 【請求項５】上記（ｄ）段階で沈殿させかつ上記（ｅ）
    段階で分離した沈降銅を、固形物濃度が100〜300g/に
    なるまで再び沈殿槽に再循環させ、温度を70〜95℃に調
    整することを特徴とする特許請求の範囲第１〜４項のい
    ずれか１項に記載の方法。
  6. 【請求項６】亜鉛電解製錬を用いた亜鉛湿式製錬から生
    じる残渣を処理する方法において、 （ａ）、上記残渣を50〜100℃の温度において、浸出の
    最後に遊離酸濃度が10〜100g/となるよう、尾液で浸
    出し、 （ｂ）、その未溶解分をスラリーから分離し、 （ｃ）、この分離した成分を亜鉛電解製錬の高温酸性浸
    出工程に導入し、 （ｄ）、上記（ｂ）段階で得られる溶液に微粉金属鉄を
    添加して銅を沈殿させ、 （ｅ）、この沈殿した銅を分離し、 （ｆ）、上記（ｅ）段階で得られる液相を亜鉛電解製錬
    の鉄沈殿工程又はそれ以前の１工程に導くこと、 を備え、 上記（ｅ）段階で得られる溶液を上記（ｆ）段階に送る
    前に、少なくともその部分流からアルミニウムを沈殿さ
    せることを特徴とする方法。
  7. 【請求項７】pH値4.0〜5.0に中和することによりアルミ
    ニウムの沈殿を行い、この沈殿した固形物を濾別し、得
    られた溶液を上記（ｆ）段階に送ることを特徴とする特
    許請求の範囲第６項に記載の方法。
  8. 【請求項８】中和を70〜95℃の温度でpH値が4.0〜5.0に
    なるように行うことを特徴とする特許請求の範囲第７項
    に記載の方法。
  9. 【請求項９】Pb−Ag残渣を添加し、温度150℃以上のオ
    ートクレーブ内で処理することにより、アルミニウムの
    沈殿を行い、スラリーを上記（ｆ）段階に送り、この沈
    殿したアルミニウムを亜鉛電解製錬で生じたPb−Ag残渣
    とともに分離することを特徴とする特許請求の範囲第６
    項に記載の方法。
  10. 【請求項１０】Pb−Ag残渣を添加し、温度150℃以上の
    オートクレーブ内で処理することにより、アルミニウム
    の沈殿を行い、この沈殿したアルミニウムを上記添加し
    たPb−Ag残渣とともに分離し、得られた溶液を上記
    （ｆ）段階に導入することを特徴とする特許請求の範囲
    の第６項に記載の方法。
  11. 【請求項１１】上記（ａ）段階が温度70〜95℃で行わ
    れ、そこでの遊離酸の最終的な濃度が30〜50g/である
    ことを特徴とする特許請求の範囲第６〜10項に記載の方
    法。
  12. 【請求項１２】上記（ａ）段階での固形物含量が60〜15
    0g/であることを特徴とする特許請求の範囲第６〜11
    項に記載の方法。
  13. 【請求項１３】上記（ｂ）段階で得られるスラリーから
    の未溶解分の分離をポリアルコールまたはゼラチンの存
    在下に行ってSiO2を沈殿させることを特徴とする特許請
    求の範囲第６〜12項のいずれか１項に記載の方法。
  14. 【請求項１４】上記（ｄ）段階で沈殿させかつ上記
    （ｅ）段階で分離した沈降銅を、固形物濃度が100〜300
    g/になるまで再び沈殿槽に再循環させ、温度を70〜95
    ℃に調整することを特徴とする特許請求の範囲第６〜13
    項のいずれか１項に記載の方法。
  15. 【請求項１５】亜鉛電解製錬を用いた亜鉛湿式製錬から
    生じる残渣を処理する方法において、 （ａ）、上記残渣を50〜100℃の温度において、浸出の
    最後に遊離酸濃度が10〜100g/となるよう、尾液で浸
    出し、 （ｂ）、その未溶解分をスラリーから分離し、 （ｃ）、この分離した成分を亜鉛電解製錬の高温酸性浸
    出工程に導入し、 （ｄ）、上記（ｂ）段階で得られる溶液に微粉金属鉄を
    添加して銅を沈殿させ、 （ｅ）、この沈殿した銅を分離し、 （ｆ）、上記（ｅ）段階で得られる液相を亜鉛電解製錬
    の鉄沈殿工程又はそれ以前の１工程に導くこと、 を備え、 有機物を添加し、温度150℃以上のオートクレーブ内で
    処理することにより、アルミニウムの沈殿を行い、この
    沈殿した固形物を分離し、得られた溶液を上記（ｆ）段
    階に送ることを特徴とする方法。
  16. 【請求項１６】上記（ａ）段階が温度70〜95℃で行わ
    れ、そこでの遊離酸の最終的な濃度が30〜50g/である
    ことを特徴とする特許請求の範囲第15項に記載の方法。
  17. 【請求項１７】上記（ａ）段階での固形物含量が60〜15
    0g/であることを特徴とする特許請求の範囲第15項ま
    たは第16項に記載の方法。
  18. 【請求項１８】上記（ｂ）段階で得られるスラリーから
    の未溶解分の分離をポリアルコールまたはゼラチンの存
    在下で行ってSiO2を沈殿させることを特徴とする特許請
    求の範囲第15〜17項のいずれか１項に記載の方法。
  19. 【請求項１９】上記（ｄ）段階で沈殿させかつ上記
    （ｅ）段階で分離した沈降銅を、固形物濃度が100〜300
    g/になるまで再び沈殿槽に再循環させ、温度を70〜95
    ℃に調整することを特徴とする特許請求の範囲第15〜18
    項のいずれか１項に記載の方法。
  20. 【請求項２０】亜鉛電解製錬を用いた亜鉛湿式製錬から
    生じる残渣を処理する方法において、 （ａ）、上記残渣を50〜100℃の温度において、浸出の
    最後に遊離酸濃度が10〜100g/となるよう、尾液で浸
    出し、 （ｂ）、その未溶解分をスラリーから分離し、 （ｃ）、この分離した成分を亜鉛電解製錬の高温酸性浸
    出工程に導入し、 （ｄ）、上記（ｂ）段階で得られる溶液に微粉金属鉄を
    添加して銅を沈殿させ、 （ｅ）、この沈殿した銅を分離し、 （ｆ）、上記（ｅ）段階で得られる液相を亜鉛電解製錬
    の鉄沈殿工程又はそれ以前の１工程に導くこと、 を備え、 上記（ｅ）段階で得られる溶液から銅を分離した後、上
    記（ｆ）段階の前にゲルマニウム、インジウム、ガリウ
    ムを分離することを特徴とする方法。
  21. 【請求項２１】亜鉛電解製錬を用いた亜鉛湿式製錬から
    生じる残渣を処理する方法において、 （ａ）、上記残渣を50〜100℃の温度において、浸出の
    最後に遊離酸濃度が10〜100g/となるよう、尾液で浸
    出し、 （ｂ）、その未溶解分をスラリーから分離し、 （ｃ）、この分離した成分を亜鉛電解製錬の高温酸性浸
    出工程に導入し、 （ｄ）、上記（ｂ）段階で得られる溶液に微粉金属鉄を
    添加して銅を沈殿させ、 （ｅ）、この沈殿した銅を分離し、 （ｆ）、上記（ｅ）段階で得られる液相を亜鉛電解製錬
    の鉄沈殿工程又はそれ以前の１工程に導くこと、 を備え、 上記（ｅ）段階で得られる溶液を上記（ｆ）段階に送る
    前に、少なくともその部分流からアルミニウムを沈殿さ
    せ、 この沈殿アルミニウムを含有する残渣からインジウム、
    ゲルマニウムまたはガリウムのうちの少なくとも１元素
    を回収することを特徴とする方法。
  22. 【請求項２２】亜鉛電解製錬を用いた亜鉛湿式製錬から
    生じる残渣を処理する方法において、 （ａ）、上記残渣を50〜100℃の温度において、浸出の
    最後に遊離酸濃度が10〜100g/となるよう、尾液で浸
    出し、 （ｂ）、その未溶解分をスラリーから分離し、 （ｃ）、この分離した成分を亜鉛電解製錬の高温酸性浸
    出工程に導入し、 （ｄ）、上記（ｂ）段階で得られる溶液に微粉金属鉄を
    添加して銅を沈殿させ、 （ｅ）、この沈殿した銅を分離し、 （ｆ）、上記（ｅ）段階で得られる液相を亜鉛電解製錬
    の鉄沈殿工程又はそれ以前の１工程に導くこと、 を備え、 ばい焼亜鉛精鉱の中性浸出後の残渣を70℃と溶液の沸点
    との間の温度で高温酸性浸出し、未溶解分を鉛・銀残渣
    として分離し、閃亜鉛鉱を添加して溶液を還元浸出し、
    未溶解物質を分解してばい焼工程に戻し、ばい焼物また
    は浸出残渣を添加して溶液の予備中和を行い、ばい焼物
    を添加して中和を行い、浸出残渣を分離し、溶液中で鉄
    を沈殿させ、そしてこの容液を中性浸出工程に戻すこと
    により、上記（ａ）段階で用いる浸出残渣を形成するこ
    とを特徴とする方法。
  23. 【請求項２３】予備中和後、pH値4.0〜5.0になるように
    中和を行うことを特徴とする特許請求の範囲第22項に記
    載の方法。
  24. 【請求項２４】鉄を赤鉄鉱として沈殿させることを特徴
    とする特許請求の範囲第22項または第23項に記載の方
    法。
  25. 【請求項２５】高温酸性浸出の後に分離された未溶解分
    を、尾液と130〜160g/の硫酸とを含有する浸出液を用
    いた超高温酸性浸出工程で、SO2を導入しつつ90〜130℃
    で浸出し、その際発生する未溶解固形物を分離して鉛・
    銀残渣として排出し、溶液を高温酸性浸出工程に戻すこ
    とを特徴とする特許請求の範囲第22〜24項のいずれか１
    項に記載の方法。
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Families Citing this family (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB8928368D0 (en) * 1989-12-15 1990-02-21 Sherritt Gordon Ltd Recovery of metal values from zinc plant residues
FI88516C (fi) * 1990-02-16 1993-05-25 Outokumpu Oy Hydrometallurgiskt foerfarande foer behandling av zinksulfidhaltiga raoaemnen
US5411149A (en) * 1992-08-11 1995-05-02 Arch Development Corporation Aqueous biphasic extraction process with pH and particle control
DE4340439A1 (de) * 1993-11-27 1995-06-01 Schloemann Siemag Ag Vorrichtung zur Auflösung von Zink mittels säurehaltiger flüssiger Elektrolyten
US5505857A (en) * 1994-01-13 1996-04-09 Buckman Laboratories International, Inc. Process for the treatment of metal-containing water and recovery of metals therefrom
BRPI0116892B1 (pt) * 2001-02-16 2015-07-14 Tecn Reunidas S A Processo hidrometalúrgico de produção de zinco ultra-puro e seus compostos a partir de materias-primas primárias ou secundárias contendo zinco
JP4235412B2 (ja) * 2001-09-17 2009-03-11 パナソニック株式会社 アルカリ電池用ゲル状負極の製造方法
CN100572573C (zh) * 2007-12-17 2009-12-23 赤峰中色库博红烨锌业有限公司 从湿法炼锌净液渣中回收铜的方法
JP2010046562A (ja) * 2008-08-19 2010-03-04 En-Tec Co Ltd 資源回収型水処理方法及び資源回収型水処理システム
CN106987720B (zh) * 2016-01-21 2018-07-13 汉能联创移动能源投资有限公司 一种铜铟镓硒物料的回收方法
CN113277547B (zh) * 2021-05-11 2023-05-30 湖南博一环保科技有限公司 一种利用低锌物料生产硫酸锌的方法
CN113373313A (zh) * 2021-06-17 2021-09-10 兰州理工大学 一种熔化脱硫-烟化挥铟回收铅银渣中铟的方法

Family Cites Families (13)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3926743A (en) * 1971-01-28 1975-12-16 Us Environment Disposal of waste heat
GB1509537A (en) * 1974-09-13 1978-05-04 Cominco Ltd Treatment of zinc plant residues
FR2300814A1 (fr) * 1975-02-14 1976-09-10 Asturienne Mines Comp Royale Procede de lixiviation sulfurique de minerais de zinc silicates
FR2323766A1 (fr) * 1975-04-21 1977-04-08 Penarroya Miniere Metallurg Procede hydrometallurgique pour traiter des minerais sulfures
CA1049953A (en) * 1975-10-22 1979-03-06 Herbert Veltman Two-stage pressure leaching process for zinc and iron bearing mineral sulphides
US4274931A (en) * 1979-01-24 1981-06-23 National Institute For Metallurgy Leaching process for zinc sulphide containing materials
CA1166022A (en) * 1981-05-22 1984-04-24 Donald R. Weir Recovery of zinc from zinc containing sulphidic material
CA1176853A (en) * 1981-08-05 1984-10-30 Gerald L. Bolton Process for recovering zinc from zinc ferrite material
CA1195846A (en) * 1982-06-03 1985-10-29 Donald R. Weir Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material
CA1212242A (en) * 1982-07-27 1986-10-07 Donald R. Weir Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material
CA1216157A (en) * 1982-09-29 1987-01-06 Donald R. Weir Process for separately recovering zinc and lead values from zinc and lead containing sulphidic ore
DE3474812D1 (en) * 1983-08-02 1988-12-01 Agip Spa Process for purifying solutions of zinc sulphate
LU85385A1 (fr) * 1984-05-28 1986-01-29 Mines Fond Zinc Vieille Procede de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer

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