JPH059495B2 - - Google Patents

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JPH059495B2
JPH059495B2 JP58179518A JP17951883A JPH059495B2 JP H059495 B2 JPH059495 B2 JP H059495B2 JP 58179518 A JP58179518 A JP 58179518A JP 17951883 A JP17951883 A JP 17951883A JP H059495 B2 JPH059495 B2 JP H059495B2
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JP
Japan
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zinc
iron
lead
concentrate
leaching
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JP58179518A
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English (en)
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JPS5983731A (ja
Inventor
Robaato Wairu Donarudo
Maachin Masutaazu Ian
Enu Doiru Barii
Ii Sharukurei Maikeru
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Viridian Inc Canada
Original Assignee
Sherritt Gordon Mines Ltd
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Filing date
Publication date
Application filed by Sherritt Gordon Mines Ltd filed Critical Sherritt Gordon Mines Ltd
Publication of JPS5983731A publication Critical patent/JPS5983731A/ja
Publication of JPH059495B2 publication Critical patent/JPH059495B2/ja
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    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/20Obtaining zinc otherwise than by distilling
    • C22B19/22Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/02Froth-flotation processes
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/02Froth-flotation processes
    • B03D1/06Froth-flotation processes differential
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B13/00Obtaining lead
    • C22B13/04Obtaining lead by wet processes
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

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  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

【発明の詳細な説明】
本発明は、鉄を含みさらに銀および/または銅
を含むことができる亜鉛および応含有硫化鉱から
亜鉛および鉛を分離回収する方法に関するもので
ある。 この種の鉱石から経済的方法で亜鉛および鉛を
最大に回収するため、従来は、粉末鉱石を複数の
工程を用いて浮選操作にかけ、鉛濃縮物、亜鉛濃
縮物および、鉛と亜鉛を含有するテーリングを生
成するが、これら成分はすべて鉄を含有する。所
望の組成の鉛濃縮物と亜鉛濃縮物を生成する場
合、テーリングに対する亜鉛および/または鉛の
望ましくないロスのために、回収可能な量の鉛と
亜鉛を含むバルク濃縮物、すなわち、浮選操作に
よつて種々の成分のブレンドを生成することが提
案された。しかし、この種のバルク濃縮物を用い
ても、希望通り経済的に亜鉛と鉛を回収すること
は困難である。さらに、この種の困難は回収が望
ましい銀および/または銅を鉱石が含んでいる場
合に生じる。 本発明によれば、この種の鉱石から亜鉛および
鉛分を分離回路する方法は、 粉砕した鉱石を第1浮選工程にかけて、初期鉛
濃縮物含有亜鉛を浮かべ亜鉛および鉄有テーリン
グを生成し、 この亜鉛および鉄含有テーリングを第2浮選工
程にかけて、初期亜鉛濃縮物含有鉄を浮かべさら
にテーリングを生成し、 この初期亜鉛濃縮物を第3浮選工程にかけて、
後続亜鉛濃縮物含有鉄を浮かべまた亜鉛および鉄
含有テーリングを生成し、 第3浮選工程からの亜鉛および鉄含有テーリン
グ、および初期鉛濃縮物の少なくとも鉛および亜
鉛含有部分を、第1浸出工程で酸化条件下に約
130〜約170℃の範囲の温度で、約50〜約80g/
の最終酸性度を与えるように約50〜約150%の亜
鉛含量に関して化学量論的に過剰の硫酸を含む硫
酸水溶液に浸出させて、鉛含有残留物、および第
1浸出溶液含有亜鉛および鉄を生成し、 第1浸出溶液から鉛含有残留物を分離し、 第1浸出溶液を後続亜鉛濃縮物またはここから
培焼によつて生成した焼成物で処理し、ここから
亜鉛を溶解し殆どの量の溶解鉄を沈澱し、 これによつて鉄含有残留物および第2浸出溶液
含有亜鉛を生成し、 鉄含有残留物を第2浸出溶液から分離し、 第2浸出溶液を処理して亜鉛を回収する各工程
から成る。 第1浸出溶液中の後続亜鉛濃縮物を第2浸出工
程において酸化条件下に約130〜約170℃の範囲の
温度で浸出することによつて、第1浸出溶液を後
続亜鉛濃縮物で処理することができる。 初期鉛濃縮物を第4浮選工程にかけて後続鉛濃
縮物および鉛および亜鉛含有テーリングを浮かべ
るが、前記鉛および亜鉛含有テーリングは第1浸
出工程において亜鉛および鉄含有テーリングを用
いて浸出した前記鉛および亜鉛含有部分を構成す
る。また、初期鉛濃縮物を第1浸出工程において
亜鉛および鉄含有テーリングを用いて浸出するこ
とができる。 また、第2浸出工程からの鉄含有残留物は不溶
亜鉛含有硫化物質を含有し、この場合、本方法は
鉄含有残留物の残部から不溶亜鉛含有硫化物質を
分離し、分離した亜鉛含有物質を第1浸出工程に
供給する各工程を含む。 さらに、鉱石が銀を含む場合、主要部の銀は第
1浸出工程からの鉛含有残留物に存在し、連続し
てここから回収することができる。 また、鉱石が銅を含む場合、本方法は初期鉛濃
縮物を第5浮選工程にかけて初期銅濃縮物および
中間体の鉛および亜鉛含有テーリングを浮かべ、
中間体の鉛および亜鉛含有テーリングを第6浮選
工程にかけて後続鉛濃縮物および後続鉛および亜
鉛テーリングを浮かべ、初期銅濃縮物を第7浮選
工程にかけて後続銅濃縮物を浮かべ銅および亜鉛
テーリングを生成し、第1浸出工程において銅お
よび亜鉛テーリング、鉛および亜鉛テーリングお
よび亜鉛および鉄テーリングを浸出し、第2浸出
工程において後続亜鉛濃縮物を浸出する各工程を
含む。 第1浸出溶液を焼成物を用いて処理し、鉄を沈
澱し、亜鉛を溶かす。この場合、鉄含有残留物は
亜鉛フエライトとして鉄を含み、強酸の硫酸溶液
を用いて処理し亜鉛フエライトを溶解し、亜鉛お
よび鉄含有溶液を生成する。この溶液を再循環し
て第1浸出溶液を焼成物で処理し鉄を沈澱させる
ことができる。 以下、本発明の実施例を図面に基づき説明す
る。 第1図において、鉄、銅および銀を含有する亜
鉛および鉛含有硫化鉱は、約0.2〜約10重量%の
亜鉛、約0.3〜約5重量%の鉛、約15〜約40重量
%の鉄、約0.1〜約3重量%の銅、約20〜約50重
量%の硫黄、および約30〜約100g/tの銀を代表的
に含有する。この種の鉱石を粉砕工程12で粉砕
し、粉砕した鉱石を鉛粗浮選の形で第1浮選工程
14にかけて鉛粗濃縮物、すなわち、初期鉛濃縮
物含有亜鉛を浮かべ、亜鉛および鉄を含有する鉛
粗テーリングを生成する。次いで鉛粗テーリング
を亜鉛粗浮選の形で第2浮選工程16にかけて亜
鉛粗濃縮物、すなわち、初期亜鉛濃縮物含有鉄を
浮かべ、また捨てられるテーリングを生成する。 亜鉛粗濃縮物を亜鉛清浄浮選の形で第3浮選工
程18にかけて亜鉛清浄濃縮物、すなわち後続亜
鉛濃縮物含有鉄を浮かべ、亜鉛清浄テーリング、
すなわち亜鉛および鉄含有テーリングを生成す
る。亜鉛清浄濃縮物は代表的には約50〜約55重量
%の亜鉛、約0.5〜約2重量%の鉛、約5〜約10
重量%の鉄、約0.1〜約1重量%の銅、約30〜約
35重量%の鉄、約0.1〜約1重量%の銅、約30〜
約35重量%の硫黄、および約20〜約100g/tの銀を
含有することができる。亜鉛清浄テーリングは代
表的には約5〜約10重量%の亜鉛、約1〜約2重
%の鉛、約35〜約45重量%の鉄、約0.1〜約0.5重
量%の銅、約40〜約50重量%の硫黄、および約20
〜約100g/tの銀を含有する。 鉛粗濃縮物を鉛清浄浮選の形で第4浮選工程2
0にかけて、鉛清浄濃縮物、すなわち後続鉛濃縮
物を浮かべ、鉛清浄テーリング、すなわち、鉛お
よび亜鉛含有テーリングを生成する。鉛清浄濃縮
物は代表的には約5〜約12重量%の亜鉛、約35〜
約50重量%の鉛、約10〜約20重量%の鉄、約1〜
約5重量%の銅、約25〜約30重量%の硫黄および
約500〜約1000g/tの銀を含有する。従つて鉛清浄
濃縮物を鉛精錬所で処理し常法により鉛および銀
を回収することができる。鉛清浄テーリングは代
表的には約3〜8重量%の亜鉛、約3〜約8重量
%の鉛、約30〜約45重量%の鉄、約0.2〜約1重
量%の銅、約40〜約50重量%の硫黄、および約50
〜約200g/tの銀を含有する。 第2図において、鉛清浄テーリングおよび亜鉛
清浄テーリングを混合し、高酸性加圧浸出工程2
2に供給する。この浸出工程では、混合物を、後
述する低酸性加圧浸出工程からの未反応亜鉛濃縮
物と、後述する亜鉛電解工程からの使用済電解液
の形の硫酸水溶液とを混合する。この硫酸水溶液
は、約50〜約80g/の最終酸性度を与えるよう
に、約50〜約150%、好ましくは約60〜約100%の
亜鉛含量に関して化学量論的に過剰の硫酸を含
む。浸出工程22は、約2.04〜約7.14Kg/cm2(約
200〜約700kPa)の範囲の酸素分圧下に、約130
〜約170℃、好ましくは約140〜約155℃の範囲の
温度で行う。 浸出工程22を97%以上の亜鉛が溶解するまで
の期間で行い、95%以上の鉛を硫酸鉛に転換す
る。この工程では60%以上の銅を溶解する。残留
物はパイライトとして鉄を含有し、実質的に浸出
工程22で浸出した混合物中に鉛と銀を全部含有
する。 次いで浸出スラリーは液/固分離工程24を通
過し、ここから溶液は後述する低酸性浸出工程に
進む。残留物は硫黄元素、パイライト(FeS2
および鉛−銀物質を含有し、向流過工程26に
おいて、浸出溶液をむだにしないように分離工程
24に通す洗浄液で洗浄し、次いで残留物は浮選
工程28に進み、ここで硫黄元素とパイライトを
鉛/銀含有残留物から分離する。硫黄元素とパイ
ライトを所望により処理し、鉛/銀残留物を既知
の方法で鉛精錬所で処理し、鉛および銀値を回収
する。鉛/銀残留物は代表的には約30〜約60重量
%の鉛、約400〜約1000g/tの銀および約3%以下
の鉄を含有する。 分離工程24からの浸出溶液は代表的には約80
〜約90g/の亜鉛、約20〜約30g/の鉄、およ
び約50〜約80g/のH2SO4を含有する。実質的
には、この浸出工程では鉛または銀を溶解しな
い。浸出溶液は低酸性浸出工程30に進み、ここ
で亜鉛清浄濃縮物を、後述の鉄除去工程からの鉄
ケーキと共に浸出する。低酸性浸出工程30は、
硫酸に関して約10〜20%の化学量論的に過剰の亜
鉛を用いて行う。浸出工程は、約4.08〜10.2Kg/
cm2(約400〜約1000kPa)、好ましくは約5.1〜7.14
Kg/cm2(約500〜約700kPa)の酸素分圧下に、約
130〜約170℃、好ましくは約140〜約155℃の温度
にて行う。 過剰の亜鉛濃縮物のために、高酸性浸出工程2
2からの浸出溶液中の大部分の鉄を酸化鉄として
沈澱し、亜鉛濃縮物から溶解した大部分の鉄を同
様の方法で沈澱する。次いで浸出スラリーを液/
固分離工程32に通す。分離工程32からの残留
物は浮選工程34に進み、ここで未反応硫化物を
浮かべ、高酸性浸出工程22に再循環する。浮選
工程36からのテーリングを洗浄液と共に分離工
程32に再循環して浸出溶液のロスを最小にし、
洗浄した酸化鉄テーリングを捨てる。 分離工程32からの浸出溶液は代表的には約
140〜約155g/の亜鉛、約0.5〜約1.5g/の鉄、
およびび約1〜約5g/の硫酸を含有する。浸
出溶液を銅除去工程38に通し、ここで銅を亜鉛
粒で固め、また鉄除去工程40に通し、ここで鉄
を亜鉛ドロスを使用して除去し(得られた鉄ケー
キを前述のように低酸性浸出工程30に通す)、
さらに精製工程42に通し、ここで硫酸銅および
酸化ヒ素(AS2O3)を添加して銅ケーキとカドミ
ウムケーキを生成し、これらのケーキをカドミウ
ム回収工程44に通し、ここで使用済電解液を添
加してカドミウムおよび銅セメントを生成し、回
収溶液を鉄除去工程40に再循環する。 次いで精製した浸出溶液は電解採取工程46に
進み、ここで亜鉛元素を生成し、亜鉛生成物を溶
融鋳造工程48に通して亜鉛ダスト粒、亜鉛スラ
ブおよび亜鉛ドロスを生成する。使用済溶液の一
部を放出して硫酸塩イオンを除去し、使用済溶液
の残部の大部分を高酸性浸出工程22に再循環
し、使用済溶液を塩素除去工程50に通し、ここ
で塩素イオンを酸素またはオゾンによつて塩素ガ
スに酸化し、少量の使用済溶液を前述のようにカ
ドミウム回収工程44で用いる。 所望により、鉛清浄濃縮物を鉛溶融物中で処理
する代りに高酸性浸出工程22で浸出することが
できる。換言すれば、第1図の鉛清浄浮選工程2
0を省略することができ、鉛粗濃縮物およびび亜
鉛清浄テーリングを高酸性浸出工程22で浸出す
る。 第3図は代りの浮選操作を示す図であり、鉱石
が感知できる量の銅、例えば約0.2〜約2重量%
の銅を含有する場合に特に有効であり、鉱物学を
修正して独立した銅濃縮物の回収をすることがで
きる。粉砕工程12の後に、鉱石を鉛−銅浮選工
程52にかけて鉛−銅粗濃縮物を浮かべ、鉛−銅
粗テーリングを生成する。テーリングを亜鉛浮選
工程54に通し、亜鉛粗濃縮物を浮かべ、パイラ
イトテーリングを生成する。亜鉛粗濃縮物は亜鉛
清浄浮選工程56に進み、亜鉛清浄濃縮物および
亜鉛清浄テーリングを生成する。次いで亜鉛清浄
濃縮物を第2図の低酸性浸出工程30で浸出す
る。 鉛−銅粗濃縮物は鉛−銅分離浮選工程58に通
し、銅粗濃縮物を浮かべ、銅粗テーリングを生成
する。銅粗テーリングは鉛清浄浮選工程60に進
み、鉛清浄濃縮物を浮かべ鉛清浄テーリングを生
成する。鉛清浄濃縮物を鉛精錬所で処理すること
ができる。銅粗濃縮物は銅清浄浮選工程62に進
み、銅濃縮物を浮かべ、銅清浄テーリングを生成
する。銅濃縮物を銅精錬所で処理することができ
る。 亜鉛清浄テーリング、鉛清浄テーリングおよび
銅清浄テーリングを混合し、第2図の高酸性浸出
工程22で処理することができる。 第4図は第3図の浮選操作で生成した成分を処
理するための他の方法を示す図であり、第4図の
流れ図と第2図の流れ図との間の相違点は、液/
固分離工程24からの浸出溶液を処理することに
ある。 第4図において、分離工程24からと後述の高
酸性浸出工程からの浸出溶液は、鉄沈澱工程64
に進み、ここで培焼工程66で亜鉛濃縮物を培焼
して生成した焼成物と共に処理する。焙焼は約
900〜約950℃の温度で行い、硫化亜鉛含量を酸化
物に転化し、従つて若干の亜鉛フエライトを生成
する。 鉄沈澱工程64において、浸出溶液中の酸を一
部中和し、溶液中の大部分の鉄を沈澱するが、こ
の工程を約80〜約90℃の温度、PH約1.5で行う。
アンモニアまたはナトリウムのようなジヤロサイ
ト生成カチオンをこの工程に添加すると有利であ
り、アンモニアまたはナトリウムジヤロサイトと
して鉄の除去に有効である。得られたスラリを
液/固分離工程68に通し、鉄含有残留物をテー
リングとして捨てる。浸出溶液は約150〜約170
g/の亜鉛、約0.5〜約1g/の鉄および約8〜
約5g/の硫酸を含有する。 分離した浸出溶液の1部は中性浸出工程70に
進み、ここで培焼工程66からの焼成物を大気圧
下に浸出し、さらに亜鉛を溶解し、さらに鉄を沈
澱する。中性浸出工程70では、水性硫酸浸出溶
液は、粉離工程68からの浸出溶液の1部、後述
する第2段階浸出工程からの再循環浸出溶液、お
よび後述する使用済電解液から成る。焼成物を約
80〜約90℃の温度で浸出し、焼成物中少なくとも
約85%の酸化亜鉛を溶解し、PHが約4.5〜約5.5
で、約140〜約180g/の亜鉛およい約0.01g/
以下の鉄を含有する浸出溶液を生成する。 中性浸出工程70からのスラリーを液/固分離
工程72に通し、ここで得られた浸出溶液は第2
図に示したような精製工程42および電解採取工
程46に進む。使用済電解液を高酸性圧浸出工程
22、中性浸出工程70および後述する2つの後
続浸出工程に再循環する。使用済電解液は約40〜
約60g/の亜鉛および約150〜約180g/の硫酸
を含有する。 分離工程72からの残留物を、使用済電解液お
よび分離工程68からの浸出溶液の他の1部と共
に、第2段階常圧浸出工程74で浸出する。第2
段階常圧浸出工程74において、約10〜約15g/
の硫酸および約130〜約140g/の亜鉛を含有
する弱硫酸溶液中で温度約80〜約85℃にて、残留
物を浸出させる。この工程は元の焼成物に残留す
る酸化亜鉛を溶解する。残りの亜鉛は亜鉛フエラ
イトである。浸出スラリーを液/固分離工程76
に通し、浸出溶液を中性浸出工程70に再循環す
る。 分離工程76からの残留物を使用済電解液と共
に高酸性常圧浸出工程78において浸出させて、
培焼工程66において生成した亜鉛フエライトを
溶解する。この工程では、残留物を約150〜約180
g/の硫酸を含有する硫酸水溶液中に約95℃の
温度で浸出させて、亜鉛フエライト中の亜鉛と鉄
を溶解し、約90〜110g/の亜鉛および10〜約20
g/の第二鉄イオンを生成するが、硫酸濃度は
約20〜約 g/である。 得られたスラリーを液/固分離工程80に通
し、ここから浸出溶液を鉄沈澱工程64に再循環
する。分離工程80からの残留物は焼成工程66
で処理した元の亜鉛濃縮物にあるような鉛および
銀分を含有し、浮選工程28からの残留物と同じ
方法で処理することができる。 以下、本発明を実施例に基づき説明する。 実施例 1 亜鉛清浄テーリングの連続加圧浸出 亜鉛品質改良の浮選回路からの低品質亜鉛濃縮
物について連続加圧浸出試験を行つた。分析値は
Cu0.63%、Fe25.1%、Pb2.52%、Ag131g/t、
S42.9%、およびZn27.0%であつた。電解液は
H2SO4180g/およびZn55g/の分析値で加圧浸
出工程に供給する。70%固体スラリーとしても亜
鉛濃縮物および電解液を、全容量約36の6隔室
オートクレーブの第1隔室に別々に供給した。各
隔室には、かきまぜ機、じやま板、酸素分散管、
熱電対ウエルおよびサンプリングラインを備え
た。浸出スラリーは1隔室から次の室に溢出ダム
によつて進む。最終隔室からの生成物スラリー
を、入つてくる供給材料に釣合う速度で排出させ
た。 サンプルを種々の間隔でオートクレープ隔室か
ら取出して分析し、溶液および残留物の組成を決
定した。 浸出温度を150℃に維持した。オートクレーブ
の全圧は8.05Kg/cm2(100psig、790kPa)であり、
酸素分圧約3.52Kg/cm2(50psi、345kPa)に相当す
る。酸素を、硫化亜鉛の酸化に必要な化学量論量
より約50%過剰で複数の隔室に分散させた。 亜鉛濃縮物スラリーと電解液の流速を、流出溶
液中の最終酸濃度が60〜65g/となるようにセ
ツトした。0.5Kg/tのリグノゾル(Lignosol)お
よび1.0Kg/tケプラコ(quebracho)の浸出添加物
をオートクレープに添加して、十分な亜鉛抽出速
度を確保した。 浸出液中の銅、鉄および亜鉛抽出物を第1表に
示す。
【表】 最終溶液および残留物の分析値を第2表に与え
る。
【表】 実施例 2 鉛回路テーリングのバツチ加圧浸出 鉛回路テーリングについてバツチ加圧浸出試験
を行つた。分析値はCu0.49%、Fe33.0%、Pb6.36
%、Ag183g/t、36.2%およびZn6.87%であつた。
電解液は150g/のH2SO4および50g/のZnの分
析値で加圧浸出工程に供給する。鉛テーリングお
よび電解液をバツチオートクレープに供給し、全
スラリー容量を約2.5とした。オートクレープ
にはかきまぜ機、酸素分散管、熱電対ウエル、サ
ンプリングラインおよびじやま板を備えた。浸出
完了時に、スラリーを排出させる前にオートクレ
ープの中で冷却した。 浸出温度は150℃であつた。オートクレーブ中
の全圧は8.35Kg/cm2(103psig、820kPa)であり、
酸素分圧約3.52Kg/cm2(50psi、345kPa)に相当す
る。酸素を、オートクレープ中に分散し、ベント
ガスの流れを0.5/分に維持して圧力を調整し
た。濃縮物対電解液の比を、流出溶液中の最終酸
濃度が60〜65g/となるように選んだ。保持時
間は60分であつた。0.23Kg/tのリグノゾルと0.46
Kg/tのケプラコの浸出添加物を供給物に添加し、
十分な金属抽出を確保した。 銅、鉄および亜鉛抽出物を第3表に示す。
【表】 最終溶液および残留物の分析値を第4表に示
す。
【表】 浸出残留物の粗硫化物部分をふるい分けて回収
し、フイルターより小さいものに粗浮選を行い、
硫化物および酸化物部分を分離した。3種の生成
物の残留物分析値を第5表に示す。
【表】 粗テーリングは、さらに鉛テーリングに存在す
るシリカを含んでいた。 実施例 3 高酸性浸出流出溶液中の亜鉛濃縮物のバツチ加
圧浸出 高酸性加圧浸出工程からの最終溶液を、バツチ
加圧浸出工程で高品質亜鉛濃縮物で処理して、鉄
除去、精製および電解採取に適した溶液を生成し
た。亜鉛濃縮物の分析値はCu0.5%、Fe8.67%、
Pb0.83%、Ag138g/t、S35.3%およZn52.9%であ
つた。高酸性浸出溶液の分析値はH2SO455g/、
Fe20g/、Cu2g/およびZn90g/であつた。
亜鉛濃縮物およ溶液をバツチオートクレープに供
給し、全スラリー容量を2.5とした。オートク
レーブは実施例2に使用したものと同じである。 浸出温度は150℃であつた。オートクレーブ中
の全圧は5.30Kg/cm2(75psig、520kPa)であり、
約7.04Kg/cm2(20Psi、690kPa)の酸素分圧に相
当する。操作条件は実施例2と同じであつた。濃
縮物対溶液の比を、約0%の亜鉛抽出率を与え、
高酸性浸出流出溶液中の酸および鉄の利用を完全
に確保するように選んだ。保持時間は60分であつ
た。0.67Kg/tのリグノゾルおよび1.34Kg/tのケプ
ラコの浸出添加物を添加して、十分な亜鉛抽出率
を確保した。 銅および亜鉛の抽出を第6表に示す。
【表】 最終の溶液および残留物の分析値を第7表に示
す。
【表】 未浸出の硫化亜鉛を浮選によつて回収し、高酸
性浸出工程に再循環した。粗浮選生成物の残留物
分析値を第8表に示す。
【表】 【図面の簡単な説明】
第1図は本発明の1実施例を示す浮選操作の流
れ図、第2図は本発明の実施例による第1図の浮
選操作で生成した成分を処理するための湿式冶金
法の流れ図、第3図は本発明の他の実施例による
浮選操作の流れ図、および第4図は本発明の実施
例による第3図の浮選操作で生成した成分を処理
するための湿式冶金法の流れ図である。 12…粉砕工程、14…第1浮選工程、16…
第2浮選工程、18…第3浮選工程、20…第4
浮選工程、22…高酸性加圧浸出工程、24…
液/固分離工程、26…向流過工程、28…浮
選工程、30…低酸性浸出工程、32…液/固分
離工程、34…浮選工程、36…向流デカンテー
シヨン工程、38…銅除去工程、40…鉄除去工
程、42…精製工程、44…カドミウム回収工
程、46…電解採取工程、48…溶融鋳造工程、
50…塩素除去工程、52…鉛−銅浮選工程、5
4…亜鉛浮選工程、56…亜鉛清浄浮選工程、5
8…鉛−銅分離浮選工程、60…鉛清浄浮選工
程、62…銅清浄浮選工程、64…鉄沈澱工程、
66…培焼工程、68…液/固分離工程、70…
中性浸出工程、72…液/固分離工程、74…第
2段階常圧浸出工程、76…液/固分離工程、7
8…高酸性浸出工程、80…液/固分離工程。

Claims (1)

  1. 【特許請求の範囲】 1 粉砕した鉱石を第1浮選工程にかけて、初期
    鉛濃縮物含有亜鉛を浮かべ亜鉛および鉄含有テー
    リングを生成し、 この亜鉛および鉄含有テーリングを第2浮選工
    程にかけて、初期亜鉛濃縮物含有鉄をかべさらに
    テーリングを生成し、 この初期亜鉛濃縮物を第3浮選工程にかけて、
    後続亜鉛濃縮物含有鉄を浮かべ、また亜鉛および
    鉄含有テーリングを生成し、 第3浮選工程からの亜鉛および鉄含有テーリン
    グ、および初期鉛濃縮物の少なくとも鉛および亜
    鉛含有部分を、第1浸出工程で酸化条件下に約
    130〜約170゜の範囲の温度で、約50〜約80g/の
    最終酸性度を与えるように約50〜約150%の亜鉛
    含量に関して化学量論的に過剰の硫酸を含む硫酸
    水溶液に浸出させて、鉛含有残留物、および第1
    浸出溶液含有亜鉛および鉄を生成し、 第1浸出溶液から鉛含有残留物を分離し、第1
    浸出溶液を後続亜鉛濃縮物またはここから培焼に
    よつて生成した焼成物で処理し、ここから亜鉛を
    溶解し殆どの量の溶解鉄を沈澱し、これによつて
    鉄含有残留物および第2浸出溶液含有亜鉛を生成
    し、 鉄含有残留物を第2浸出溶液から分離し、 第2浸出溶液から処理して亜鉛を回収する各工
    程から成る鉄を含有する亜鉛および鉛含有硫化鉄
    から亜鉛および鉛を分離回収する方法。 2 第1浸出溶液中の後続亜鉛濃縮物を第2浸出
    工程において酸化条件下に130〜約170℃の範囲の
    温度で浸出することによつて、第1浸出溶液を後
    続亜鉛濃縮物で処理する特許請求の範囲第1項記
    載の方法。 3 初期鉛濃縮物を第4浮選工程にかけて後続鉛
    濃縮物および鉛および亜鉛含有テーリングを浮か
    べ、前記鉛および亜鉛含有テーリングが第1浸出
    工程において亜鉛および鉄含有テーリングを用い
    て浸出した前記鉛および亜鉛含有部分を構成する
    特許請求の範囲第1項記載の方法。 4 初期鉛濃縮物を第1浸出工程において亜鉛お
    よび鉄含有テーリングを用いて浸出する特許請求
    の範囲第1項記載の方法。 5 第2浸出工程からの鉄含有残留物が不溶亜鉛
    含有硫化物質を含有する場合鉄含有残留物の残部
    から不溶亜鉛含有硫化物質を分離し、 分離した亜鉛含有物質を第1浸出工程に供給す
    る特許請求の範緯囲第1項記載の方法。 6 鉱石が銀を含有する場合、主要部の銀が第1
    浸出工程からの鉛含有残留物に存在する特許請求
    の範囲第1項記載の方法。 7 鉱石が銅を含む場合、初期鉛濃縮物を第5浮
    選工程にかけて初期銅濃縮物および中間体の鉛お
    よび亜鉛含有テーリングを浮かべ、中間体の鉛お
    よび亜鉛含有テーリングを第6浮選工程にかけて
    後続鉛濃縮物および後続鉛および亜鉛テーリング
    を浮かべ、 初期銅濃縮物を第7浮選工程にかけて後続銅濃
    縮物を浮かべ銅および亜鉛テーリングを生成し、 第1浸出工程において銅および亜鉛テーリン
    グ、鉛および亜鉛テーリングおよび亜鉛および鉄
    テーリングを浸出し、 第2浸出工程において後続亜鉛濃縮物を浸出す
    る特許請求の範囲第1項記載の方法。 8 第1浸出溶液を焼成物で処理し、鉄を沈澱し
    亜鉛を溶解する特許請求の範囲第1項記載の方
    法。 9 鉄含有残留物が亜鉛フエライトとして鉄を含
    む場合、前記残留物を強硫酸溶液で処理し、亜鉛
    フエライトを溶解し、亜鉛および鉄含有溶液を生
    成し、この溶液を再循環して前記第1浸出溶液を
    焼成物で処理し鉄を沈澱させる特許請求の範囲第
    8項記載の方法。
JP58179518A 1982-09-29 1983-09-29 亜鉛および鉛含有硫化鉱から亜鉛および鉛を分離回収する方法 Granted JPS5983731A (ja)

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Families Citing this family (25)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
LU85385A1 (fr) * 1984-05-28 1986-01-29 Mines Fond Zinc Vieille Procede de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer
FR2597465B1 (fr) * 1986-04-17 1988-07-29 Elf Aquitaine Procede pour l'extraction du soufre de minerais pyritiques
DE3634359A1 (de) * 1986-10-09 1988-04-21 Ruhr Zink Gmbh Verfahren zur aufarbeitung von rueckstaenden aus der hydrometallurgischen zink-gewinnung
GB8928368D0 (en) * 1989-12-15 1990-02-21 Sherritt Gordon Ltd Recovery of metal values from zinc plant residues
GB9306201D0 (en) * 1993-03-25 1993-05-19 Sherritt Gordon Ltd Recovery of zinc,iron,lead and silver values from sinc sulphide concentrate by a multi-stage pressure oxidation process
US5795465A (en) * 1994-07-15 1998-08-18 Coproco Development Corporation Process for recovering copper from copper-containing material
US5807479A (en) * 1994-07-15 1998-09-15 Coproco Development Corporation Process for recovering copper from copper-containing material
GB9422476D0 (en) * 1994-11-08 1995-01-04 Sherritt Inc Recovery of zinc from sulphidic concentrates
US6325840B1 (en) * 1998-10-29 2001-12-04 John S. Depue Process for treating by-products from zinc smelting and the like
US6395242B1 (en) 1999-10-01 2002-05-28 Noranda Inc. Production of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing
US6843976B2 (en) 2001-02-27 2005-01-18 Noranda Inc. Reduction of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing
CN101745468B (zh) * 2010-01-27 2014-08-13 紫金矿业集团股份有限公司 一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿方法
PE20142039A1 (es) * 2011-08-08 2014-12-21 Glencore Queensland Ltd Tratamiento de materiales sulfurosos
CN102441497B (zh) * 2011-10-24 2013-06-19 山东黄金矿业(莱州)有限公司精炼厂 高铅锌铜金精矿直接氰化及综合回收生产方法
CN102441499B (zh) * 2011-12-12 2014-04-02 昆明理工大学 一种硫化铅锌矿的浮选方法
CN102600963B (zh) * 2012-03-09 2013-12-04 大兴安岭云冶矿业开发有限公司 硫化锌精矿加压酸浸后的矿渣分离方法
CN102744155B (zh) * 2012-08-06 2013-07-17 云南罗平锌电股份有限公司 一种从铅渣中综合回收铅银的方法
WO2014168620A1 (en) * 2013-04-11 2014-10-16 Metals Technology Development Company, LLC Improved method of recovering lead and other metals from polymetallic lead-bearing mineral resources, and composite polymetallic concentrate made there from
CN103212485B (zh) * 2013-04-28 2015-07-22 湖南水口山有色金属集团有限公司 提高硫精矿品位的浮选方法
CN103706487B (zh) * 2013-12-06 2016-03-02 西北矿冶研究院 一种细粒级铅银矿捕收剂
CN103990547B (zh) * 2014-05-07 2016-04-20 国土资源部昆明矿产资源监督检测中心 一种复杂难选氧化锌矿选矿工艺
CN111039299B (zh) * 2019-12-13 2020-10-30 潘爱芳 一种铅锌尾矿高效资源化的方法
CN111020176A (zh) * 2019-12-23 2020-04-17 昆明理工大学 一种铜铅锌氧硫混合矿选冶联合回收利用的方法
CN113798050A (zh) * 2021-08-10 2021-12-17 北京矿酷数科信息技术有限公司 一种银铅锌矿选矿方法
WO2023212777A1 (en) * 2022-05-06 2023-11-09 Newcrest Mining Limited Processing mined ore

Family Cites Families (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA971368A (en) * 1972-11-20 1975-07-22 Paul Kawulka Recovery of zinc from zinc sulphides by direct pressure leaching
CA1049953A (en) * 1975-10-22 1979-03-06 Herbert Veltman Two-stage pressure leaching process for zinc and iron bearing mineral sulphides
US4063933A (en) * 1976-07-02 1977-12-20 Texasgulf Canada Ltd. Process for the treatment of complex lead-zinc concentrates
CA1130934A (en) * 1980-02-08 1982-08-31 Donald R. Weir Process for the recovery of copper and zinc values from sulphidic ore
FI65805C (fi) * 1980-09-30 1984-07-10 Outokumpu Oy Foerfarande foer aotervinning av bly silver och guld ur jaernhaltigt avfall fraon en elektrolytisk zinkprocess
FI65804C (fi) * 1980-09-30 1984-07-10 Outokumpu Oy Hydrometallurgiskt foerfarande foer aotervinning av bly silveroch guld samt zink ur orena jarositaoterstoden fraon en e letrolytisk zinkprocess
CA1206008A (en) * 1982-02-24 1986-06-17 Donald R. Weir Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material
CA1195846A (en) * 1982-06-03 1985-10-29 Donald R. Weir Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material

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