JPH0768589B2 - How to recover silver from lead / silver cake - Google Patents
How to recover silver from lead / silver cakeInfo
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- JPH0768589B2 JPH0768589B2 JP63072171A JP7217188A JPH0768589B2 JP H0768589 B2 JPH0768589 B2 JP H0768589B2 JP 63072171 A JP63072171 A JP 63072171A JP 7217188 A JP7217188 A JP 7217188A JP H0768589 B2 JPH0768589 B2 JP H0768589B2
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- B03D2203/02—Ores
- B03D2203/025—Precious metal ores
Description
【発明の詳細な説明】 〔産業上の利用分野〕 本発明は、湿式冶金法による亜鉛の精錬過程において発
生する鉛／銀ケーキから銀を回収する方法に関し、より
具体的には、浮遊選鉱法において浮遊選鉱剤として硫酸
を加え、場合によっては硫酸及び硫化剤を加え、他の浮
遊選鉱剤を用いることなく、硫酸濃度が10〜70g/l程度
の強酸条件下において泡沫浮遊選鉱を行なうことによ
り、鉛／銀ケーキから銀を選択的に回収する方法に関す
る。TECHNICAL FIELD The present invention relates to a method for recovering silver from a lead / silver cake generated in a zinc refining process by a hydrometallurgical method, and more specifically, a flotation method. By adding sulfuric acid as a flotation agent, in some cases adding sulfuric acid and a sulfiding agent, and without using other flotation agents, by performing foam flotation under a strong acid condition with a sulfuric acid concentration of about 10 to 70 g / l. , A method for selectively recovering silver from lead / silver cakes.
現在、国際市場において取引される亜鉛精鉱は、通常、
亜鉛48〜53％、硫黄30〜34％、鉄２〜12％、鉛１〜３
％、そして銀50〜500g/ton程度を含有している。これら
のうち銀は、現今の価格水準で亜鉛精鉱中の亜鉛の価格
の約５％を占める重要な副産物であり、これを販売可能
な形態で回収することができるならば、この回収された
銀のおかげで亜鉛精錬の経済性は大幅に向上するであろ
う。Currently, zinc concentrates traded in the international market are usually
Zinc 48-53%, Sulfur 30-34%, Iron 2-12%, Lead 1-3
%, And about 50 to 500 g / ton of silver. Of these, silver is an important by-product that accounts for about 5% of the price of zinc in zinc concentrates at current price levels, and if it could be recovered in a salable form, it was recovered. Silver will greatly improve the economics of zinc refining.
而して、湿式冶金法による亜鉛の精錬は、鉱石を精鉱化
したものを焙焼する段階と、焙焼により酸化した鉱石を
硫酸により溶解せしめ硫酸亜鉛とするリーチング（leac
hing浸出）の段階と、上記硫酸亜鉛溶液から不純物を除
去する純化段階と、純粋な硫酸亜鉛溶液から金属亜鉛を
得るための電解精錬の段階とから構成されている。亜鉛
精鉱中の銀及び鉛は、上記リーチングの段階で硫酸溶液
に溶解することなく残留物として残るので、この残留物
を鉛／銀ケーキと称している。上記鉛／銀ケーキの組成
は、亜鉛精鉱の組成及びリーチングの条件によって異な
るが、一般的には300〜1,200g/tonの銀、15〜25％の鉛
並びに他の元素を含んでいる。この種の鉛／銀ケーキ
は、鉛精錬用の溶鉱炉や、鉛と亜鉛を同時に精錬するIS
P（インペリアル精錬法）用の溶鉱炉のための素材とし
て利用されているが、鉛の含有率が低く、ケーキのエネ
ルギ値も低いため、この鉛／銀ケーキをそのまゝ単独で
利用することは実用的でなく、少量の他の材料と混合し
て使用する必要がある。そのため、上記鉛／銀ケーキの
消費量は極めて限られた範囲に止まっている。他の材料
を混合しないまゝの鉛／銀ケーキ自体から電気炉中にお
いて銀及び鉛を回収する方法の開発が日本の三菱金属株
式会社によって試みられたこともあるが、経済的な理由
によって断念されたまゝになっている。Thus, zinc refining by hydrometallurgy involves the steps of roasting the mineralized ore and roasting the ore that has been oxidized by roasting with sulfuric acid to form zinc sulfate.
(hing leaching) step, a purification step for removing impurities from the zinc sulfate solution, and an electrolytic refining step for obtaining metallic zinc from the pure zinc sulfate solution. Since the silver and lead in the zinc concentrate remain as a residue without being dissolved in the sulfuric acid solution during the leaching stage, this residue is referred to as a lead / silver cake. The composition of the lead / silver cake depends on the composition of the zinc concentrate and the leaching conditions, but generally contains 300 to 1,200 g / ton of silver, 15 to 25% of lead and other elements. This kind of lead / silver cake is a smelting furnace for lead smelting and IS for smelting lead and zinc at the same time.
It is used as a material for blast furnaces for P (Imperial Refining), but since the lead content is low and the energy value of the cake is low, it is not possible to use this lead / silver cake alone. It is impractical and needs to be mixed with small amounts of other materials. Therefore, the consumption of the lead / silver cake is limited to a very limited range. The development of a method for recovering silver and lead in the electric furnace from the lead / silver cake itself without mixing other materials was attempted by Mitsubishi Metals Co., Ltd. of Japan, but it was abandoned for economic reasons. It's been done.
鉛／銀ケーキを再処理することにより銀と鉛の含有量を
増大させるもう一つの試みが、Asturiana De Zinc S.A.
のフィンランド特許出願第3435/70号に記載されてい
る。当該特許出願には、鉛／銀ケーキ中の銀及び鉛を塩
化物溶液中で酸化剤の存在下に複塩構造の塩化物として
溶解せしめ、この銀及び鉛をそれらの硫化物若しくは不
溶性の金属状態に変換して回収する方法が開示されてい
る。この方法は多量の反応液を必要とするばかりでな
く、銀及び鉛を回収する一連の過程において廃液（水）
処理の問題を生じる。従って、この方法を商業ベースに
乗せることは困難である。Another attempt to increase the silver and lead content by reprocessing the lead / silver cake was Asturiana De Zinc SA.
Finnish Patent Application No. 3435/70. The patent application discloses that silver and lead in a lead / silver cake are dissolved as a double salt structure chloride in a chloride solution in the presence of an oxidizing agent, and the silver and lead are dissolved in their sulfide or insoluble metal. A method of converting into a state and collecting the state is disclosed. This method not only requires a large amount of reaction liquid, but also waste liquid (water) in a series of processes for recovering silver and lead.
Creates processing problems. Therefore, it is difficult to put this method on a commercial basis.
今日商業的に可能な唯一の方法は、鉛／銀ケーキを泡沫
浮遊選鉱（フロスフロテーションfroth-flotation、以
下単に「浮選」と称する場合もある。）することにより
その銀及び鉛の含有量を高めることである。スペインの
Asturiana De Zinc S.A.の1973年１月27付けスペイン特
許出願第411058号には、浮選法により銀及び鉛を濃縮す
る方法が開示されている。当該方法によれば、フェライ
トを含まない鉛／銀ケーキを浮選するものであり、その
第１段階の浮選により14,000g/tonの銀を含む銀精鉱を
得、第２段階の浮選によって55％の鉛を含む鉛精鉱を得
るようになっている。上記第１段階の浮選において、フ
ロテーションスラリーのpHは２〜4.5に調整され、これ
にキサンテート、ジチオフォスフェート、或いはこれら
と同類のものから成るフロシングコレクターが添加され
る。また、第２段階の浮選においては、硫化ナトリウム
とキサンテートから成る硫化剤若しくはジチオフォスフ
ェート等のフロシングコレクターが使用される。この特
許出願に記載された例によれば、第１段階の浮選におけ
る銀の回収率は約60％であり、第２段階の浮選によるそ
れは91％に達するとのことである。The only commercially viable method today is to obtain the silver and lead content of the lead / silver cake by froth-flotation (sometimes simply referred to as "flotation" below). Is to raise. Spanish
Asturiana De Zinc SA, Spanish Patent Application No. 411058, dated 27 January 1973, discloses a method of concentrating silver and lead by flotation. According to this method, lead / silver cake containing no ferrite is floated, and the first stage flotation yields a silver concentrate containing 14,000 g / ton of silver and the second stage flotation. Has led to a lead concentrate containing 55% lead. In the first stage flotation, the pH of the flotation slurry is adjusted to 2 to 4.5, and a flossing collector composed of xanthate, dithiophosphate, or the like is added to this. Further, in the second stage flotation, a sulfing agent composed of sodium sulfide and xanthate or a flossing collector such as dithiophosphate is used. According to the example described in this patent application, the recovery of silver in the first stage flotation is about 60% and that of the second stage flotation reaches 91%.
更にまた、Vielle Montagneの1977年３月17日付けで公
開された日本の特開昭52−35197号公報には、亜鉛鉱石
をリーチングした際に生じる残渣を処理する方法が開示
されており、これによれば、鉛／銀ケーキを先ず高濃度
の酸により高温下で処理してフェライトを完全に除去
し、然るのち第１段階の浮選により5,700〜10,500g/ton
の銀含有量を有する銀精鉱を得、更に第２段階の浮選に
より56〜59％の鉛を含む鉛精鉱を得るものである。この
方法においては、その第１段階の浮選におけるフロテー
ションスラリーのpHは１〜５に調整され、フロシングコ
レクターとしてはキサンテート、アルキル若しくはアリ
ールジチオフォスフェート、又はアルキル及びアリール
ジチオフォスフェートの混合物、或いは又、イソプロピ
ルエチルチオカルバメート（約10％のスルフォネートを
添加したもの）を使用し、またその第２段階の浮選にお
いてはフロシングコレクターとして擬酸（特に無機塩）
のアルキル若しくはアリール錯塩を使用するようになっ
ている。この公開公報に記載された例によれば、第１段
階の浮選における銀の回収率は80〜91％であり、第２段
階の浮選における鉛の回収率は94％である。この浮選法
によれば、最終製品として、市場に供し得る高グレード
の銀及び鉛精鉱を製造し得るものであり、その回収率も
充分満足のゆく程高いものであるが、フェライトを含ま
ない鉛／銀ケーキを得るためには、亜鉛のリーチングに
よる残留物を高濃度の硫酸でリーチしなければならない
という欠点を有している。Furthermore, Japanese Patent Laid-Open No. 52-35197, published by Vielle Montagne on March 17, 1977, discloses a method for treating a residue generated when leaching zinc ore. According to the authors, the lead / silver cake was first treated with a high concentration of acid at high temperature to completely remove the ferrite, and then the first stage flotation carried out at 5,700 to 10,500 g / ton.
A silver concentrate having a silver content of 5 to 59% and a lead concentrate containing 56 to 59% of lead is obtained by the second stage flotation. In this method, the pH of the flotation slurry in the first-stage flotation is adjusted to 1 to 5, and the flossing collector is xanthate, alkyl or aryl dithiophosphate, or a mixture of alkyl and aryl dithiophosphate. Alternatively, isopropylethyl thiocarbamate (with about 10% sulphonate added) is used, and in the second stage flotation, pseudo acid (especially inorganic salt) is used as a flossing collector.
Alkyl or aryl complex salts are used. According to the example described in this publication, the recovery rate of silver in the first stage flotation is 80 to 91%, and the recovery rate of lead in the second stage flotation is 94%. According to this flotation method, it is possible to produce high-grade silver and lead concentrates that can be put on the market as a final product, and the recovery rate thereof is sufficiently high, but it does not contain ferrite. In order to obtain a lead / silver cake which is not present, it has the disadvantage that the residue from the zinc leaching must be reached with a high concentration of sulfuric acid.
即ち、亜鉛浸出鉱滓中の亜鉛は主に亜鉛フェライト（Zn
Fe2O4）であり、回収すべきPbとAgはこの亜鉛フェライ
トに含有されているため、PbとAgの回収には先ずこの亜
鉛フェライトの分解処理が必要となり、この目的のため
に高濃度の硫酸を使用している。その反応式は下記の通
りである。That is, zinc in the zinc leaching slag is mainly zinc ferrite (Zn
Fe 2 O 4 ) and Pb and Ag to be recovered are contained in this zinc ferrite. Therefore, in order to recover Pb and Ag, this zinc ferrite must first be decomposed, and for this purpose a high concentration is required. Uses sulfuric acid. The reaction formula is as follows.
ZnFe2O4＋4H2SO4＝ZnSO4＋Fe2(SO4)3＋4H2O このような高濃度の硫酸を含んだままの鉛／銀ケーキで
はフロシング剤等が有効に作用せず、効率よく浮選を行
なうことは困難である。ZnFe 2 O 4 ＋ 4H 2 SO 4 ＝ ZnSO 4 ＋ Fe 2 (SO 4 ) 3 ＋ 4H 2 O In the lead / silver cake containing such high concentration of sulfuric acid, the flossing agent does not work effectively and the efficiency is high. Flotation is difficult.
従って、浮選段階において鉛／銀ケーキをpH1〜５（又
は２〜4.5）に保つためには、上記鉛／銀ケーキを多量
の水で希釈しなければならない。更にまた、上記第１及
び第２の浮選段階においてフロシング剤（起泡剤）やフ
ロシングコレクター並びに活性剤等の多種類の処理液を
使用するため、そのコストが高くなるばかりでなく、pH
及びスラリー濃度を調整するために使用した大量の汚染
された水を廃水として処理しなければならないという欠
点もある。Therefore, in order to maintain the pH of the lead / silver cake at pH 1-5 (or 2-4.5) during the flotation stage, the lead / silver cake must be diluted with a large amount of water. Furthermore, in the first and second flotation stages, since various kinds of treatment liquids such as a flossing agent (foaming agent), a flossing collector and an activator are used, not only the cost is increased but also the pH is increased.
It also has the disadvantage that a large amount of contaminated water used to adjust the slurry concentration has to be treated as wastewater.
本発明の目的は、鉛／銀ケーキから銀を回収するための
新規な浮選法を提供することにあり、より具体的には、
前記スペイン特許出願第411058号や日本の特開昭52−35
197号に記載された先行技術の欠点を解消することにあ
る。It is an object of the present invention to provide a new flotation method for recovering silver from a lead / silver cake, and more specifically,
The aforementioned Spanish patent application No. 411058 and Japanese Unexamined Patent Publication No. 52-35.
It is to eliminate the drawbacks of the prior art described in No. 197.
即ち、本発明者は、上記の如く亜鉛フェライトの分解処
理に必要な硫酸を、そのまま浮遊選鉱剤としても利用し
得るという新たな知見に基づき、本発明を完成したもの
である。That is, the present inventor has completed the present invention based on the new finding that the sulfuric acid necessary for the decomposition treatment of zinc ferrite can be directly used as a flotation agent as described above.
上記の目的は、浮遊選鉱剤として硫酸を加え、場合によ
っては硫酸及び硫化剤を加え、他の浮遊選鉱剤を用いる
ことなく、硫酸濃度10〜70g/lの強酸条件下で、スラリ
ー濃度100〜300g/lにおいて浮遊選鉱を行なうことを特
徴とする鉛／銀ケーキから銀を回収するための泡沫浮遊
選鉱法によって達成し得る。The purpose of the above is to add sulfuric acid as a flotation agent, in some cases sulfuric acid and a sulfiding agent, without using other flotation agents, sulfuric acid concentration 10 ~ 70 g / l under strong acid conditions, slurry concentration 100 ~ It can be achieved by a foam flotation process for recovering silver from lead / silver cakes, characterized by carrying out flotation at 300 g / l.
即ち、本発明の目的は、湿式冶金法による選鉱によって
生じた鉛／銀ケーキから銀精鉱を回収する新規な浮遊選
鉱法によって達成されるものであり、その場合の鉛／銀
ケーキの浮遊選鉱は、浮遊選鉱剤としての硫酸を10〜70
g/l（pH0.9〜0.1に相当）というような強酸条件下で使
用し、必要に応じてこれに更に少量の硫化剤を添加して
浮遊選鉱を行なうものである。That is, the object of the present invention is achieved by a novel flotation method for recovering a silver concentrate from a lead / silver cake produced by beneficiation by a hydrometallurgical method. 10-70% sulfuric acid as a flotation agent
It is used under a strong acid condition such as g / l (corresponding to pH 0.9 to 0.1), and if necessary, a small amount of a sulfiding agent is added to perform flotation.
本発明にかゝる方法は、望ましくは上記鉛／銀ケーキに
水及び硫酸を再循環液（加圧濾過した濾液や遠心分離機
による分離液を再使用する。）として加え、これにより
フロテーションスラリーのスラリー濃度を100〜300g/
l、酸性度を硫酸濃度において10〜70g/l（pH0.9〜0.1に
相当）とするものである。得られたスラリーに空気を送
り込んで銀の浮選を行なうものであるが、その場合上記
スラリーにH2S、Na2S及び／又はNaSH等の硫化剤を添加
した上で空気を送り込んで銀の浮選を行なうことも推奨
される。銀（及び少量の鉛）を泡と共に捕集し、これを
洗浄、濾過することにより銀精鉱を得るものである。こ
の銀精鉱の銀含有量は8,000〜12,000g/tonであり、これ
は80〜90％の回収率に相当するものである。In the method according to the present invention, preferably, water and sulfuric acid are added to the above-mentioned lead / silver cake as a recirculating liquid (the filtrate filtrated under pressure and the separated liquid by the centrifuge are reused), and thereby the flotation is carried out. Slurry concentration of slurry is 100-300g /
The acidity is 10 to 70 g / l (corresponding to pH 0.9 to 0.1) in sulfuric acid concentration. Flotation of silver is performed by sending air to the obtained slurry. In that case, H 2 S, Na 2 S, and / or NaSH is added to the slurry, and then air is sent to obtain silver. It is also recommended to have a flotation. Silver (and a small amount of lead) is collected together with bubbles, and this is washed and filtered to obtain a silver concentrate. The silver content of this silver concentrate is 8,000 to 12,000 g / ton, which corresponds to a recovery rate of 80 to 90%.
本発明においては、鉛／銀ケーキの酸性度は或る一定の
範囲内の値となるものではあるが、それでもなお個々の
ケーキに応じて変動がある。そこで、再循環液及び濃硫
酸の添加量を、フロテーションスラリーの硫酸濃度が10
〜70g/lとなるように調節する。In the present invention, the acidity of the lead / silver cake has a value within a certain range, but nevertheless varies depending on the individual cake. Therefore, the sulfuric acid concentration of the flotation slurry should be 10
Adjust to be ~ 70g / l.
浮遊選鉱剤として使用される硫酸は、実際には、鉛／銀
ケーキ自体に含まれる硫酸の総量と、リパルパー（repu
lper）及びコンディショナーにおいて加えられる硫酸と
の総和である。本発明にあっては、鉛／銀ケーキがそれ
自体多量の硫酸を含み、更に再循環液自体の酸性度も高
い。従って、実際に加えるべき硫酸の量は比較的少量で
ある。The sulfuric acid used as the flotation agent is actually the total amount of sulfuric acid contained in the lead / silver cake itself and the repulp (repuper).
lper) and the sulfuric acid added in the conditioner. In the present invention, the lead / silver cake itself contains a large amount of sulfuric acid, and the recirculating liquid itself has a high acidity. Therefore, the actual amount of sulfuric acid to be added is relatively small.
本発明は、浮遊選鉱剤として硫酸のみを使用する泡沫浮
遊選鉱法を提供するものであり、そしてまた、浮遊剤や
起泡剤を添加することなく、単にフロテーションスラリ
ー中に硫化剤を添加するだけの泡沫浮遊選鉱法を提供す
るものである。The present invention provides a foam flotation method that uses only sulfuric acid as a flotation agent, and also simply adds a sulfiding agent in the flotation slurry without the addition of a flotation agent or a frothing agent. It only provides a foam flotation method.
硫化剤としては、H2S、Na2S及び／又はNaSH等をフロテ
ーションスラリーに対して2.0〜4.0g/l程度加える。こ
のような硫化剤を加えることにより、加えない場合に比
べて本発明による回収率は更に５％以上向上することが
判明した。As the sulfiding agent, H 2 S, Na 2 S and / or NaSH or the like is added to the flotation slurry in an amount of about 2.0 to 4.0 g / l. It was found that by adding such a sulfiding agent, the recovery rate according to the present invention is further improved by 5% or more as compared with the case where it is not added.
浮選過程における空気の供給量は、回収可能な銀の総て
が泡沫浮遊せしめられるよう調節されるものであり、一
般的には鉛／銀ケーキに対してton当り700Nm3程度が好
適である。The amount of air supplied during the flotation process is adjusted so that all of the recoverable silver is allowed to float in the air. Generally, about 700 Nm 3 per ton is suitable for lead / silver cake. .
上記の如く、本発明の特徴は、硫酸のみを使用し、若し
くはこれに若干の硫化剤を添加するだけのシンプルで簡
便な操作で済むという点にあり、更にまた、濾過による
再循環を容易化し得るという点にある。As described above, the feature of the present invention is that it is possible to perform a simple and simple operation by using only sulfuric acid or adding a slight sulfiding agent to the sulfuric acid. Furthermore, the recycling by filtration is facilitated. The point is to get.
本発明にかゝる泡沫浮遊選鉱法は相当多くの段階を含む
ものであるが、これらの段階が実行される各過程におい
て必要に応じて洗浄、固液分離等々の段階を組み入れる
ことも可能である。Although the foam flotation process according to the present invention includes a considerable number of steps, it is also possible to incorporate steps such as washing, solid-liquid separation, etc. in each process in which these steps are carried out.
本発明の他の利点は、泡沫浮遊選鉱を実施可能な酸性度
の範囲が拡大するという点である。実際の操作における
酸性度はフレキシブルであり、しかも容易に達成可能な
範囲内にある。また、本発明においては鉛／銀ケーキを
水洗若しくは中和することなく浮遊選鉱操作の原材料と
して直接使用することができる。従って、中和剤や希釈
用の水を使用する必要がなく、これにより水の消費量を
低減させることが可能となる。Another advantage of the present invention is that it broadens the range of acidity at which foam flotation can be carried out. The acidity in the actual operation is flexible and within the range easily achievable. Further, in the present invention, the lead / silver cake can be directly used as a raw material for a flotation operation without washing with water or neutralization. Therefore, it is not necessary to use a neutralizing agent or water for dilution, which makes it possible to reduce the consumption of water.
以下、図面を参照しつゝ本発明の詳細を具体的に説明す
る。Hereinafter, details of the present invention will be specifically described with reference to the drawings.
第１図に示すように、原材料としての鉛／銀ケーキ
（１）を、再循環使用される加圧濾過した濾液（20）
と、遠心分離機による分離液（19）と、水（３）と、硫
酸（２）と共にリパルパー（repulper）（５）内で充分
に攪拌、混合してスラリー状態にする。この段階におけ
るスラリー濃度は300〜600g/l、硫酸濃度は50〜120g/l
である。このスラリーはコンディショナー（６）に送ら
れ、ここで更に水及びクリーナセル（cleaner cell）
（12）からのテーリング（tailings沈鉱）が加えられ、
硫酸濃度は10〜70g/lの範囲となる。この段階におい
て、硫化剤（４）が必要な場合にはスラリーに対して0.
2〜4.0g/lの範囲で添加され、スラリーの濃度は最終的
に100〜300g/lに調整される。As shown in Fig. 1, the lead / silver cake (1) as a raw material is filtered under pressure and recycled (20).
Then, the separated liquid (19) by the centrifuge, water (3), and sulfuric acid (2) are sufficiently stirred and mixed in the repulser (5) to form a slurry state. Slurry concentration at this stage is 300-600g / l, sulfuric acid concentration is 50-120g / l
Is. This slurry is sent to the conditioner (6) where it is further treated with water and a cleaner cell.
Tailings from (12) were added,
The sulfuric acid concentration will be in the range of 10 to 70 g / l. At this stage, if a sulfiding agent (4) is required, add 0.
It is added in the range of 2 to 4.0 g / l, and the concentration of the slurry is finally adjusted to 100 to 300 g / l.
硫酸濃度及びスラリー濃度が最終調整された鉛／銀ケー
キのスラリーはフロスフロテーションセル（泡沫浮遊選
鉱槽）（7,8及び12）に送られ、浮遊選鉱が行なわれ
る。浮遊選鉱の操作は、通常、鉛／銀ケーキに対してto
n当り600〜800Nm3の範囲の空気を吹き込んで泡立てるこ
とにより実施される。フロテーションセルは特別の仕様
のものを必要とせず、標準的な浮遊選鉱装置を利用でき
る。最終製品における銀の回収率を増大させるため、最
初の浮遊選鉱をラファーセル（rougher cell）（７）で
行ない、このラファーセルのテーリングをスキャベンガ
ーセル（scavenger cell）（８）において再度起泡させ
るものである。上記ラファーセル（７）及びスキャベン
ガーセル（８）からの選鉱粒子を含むフロス（泡沫）は
フロスドタンク（frothed tank）（11）に集められ、最
終的なクリーニングフロテーションを行なうためにクリ
ーナセル（cleaner cell）（12）に送られる。クリーナ
セル（12）からのフロス（17）は沈降機（13）と遠心分
離機（14）において固液分離され、最終製品としての銀
精鉱（23）が得られると共に、そのテーリングはリパル
パー（５）に戻されて残りの銀の回収が行なわれるもの
である。The slurry of lead / silver cake with the final adjusted sulfuric acid concentration and slurry concentration is sent to a froth flotation cell (foam flotation tank) (7, 8 and 12) for flotation. Flotation operations are usually performed on lead / silver cakes to
It is carried out by bubbling by blowing air in the range of 600 to 800 Nm 3 per n. The flotation cell does not require any special specifications and standard flotation equipment is available. In order to increase the recovery rate of silver in the final product, the first flotation is carried out in a rougher cell (7) and the tailing of this raffer cell is re-foamed in a scavenger cell (8). Is. The froth containing beneficiation particles from the Raffer cell (7) and the Scavenger cell (8) is collected in a frothed tank (11) and is subjected to a final cleaning flotation. cell) (12). The floss (17) from the cleaner cell (12) is subjected to solid-liquid separation in a settler (13) and a centrifuge (14) to obtain a silver concentrate (23) as a final product, and its tailing is repulsor ( It is returned to 5) and the remaining silver is recovered.
スキャベンガーセル（８）のテーリングはテーリングス
タンク（９）に集められ、加圧濾過機（10）に送られて
固液分離され、その残留物（22）は廃棄されると共に、
分離された液体の一部は再循環使用される。The tailing of the scavenger cell (8) is collected in a tailing tank (9), sent to a pressure filter (10) for solid-liquid separation, and the residue (22) is discarded,
A part of the separated liquid is recycled.
本発明にかゝる方法において原材料として使用される鉛
／銀ケーキの典型的な組成は、亜鉛３〜15％、鉄３〜13
％、鉛15〜35％、硫黄12〜18％及び銀200〜1,500g/ton
程度である。The typical composition of the lead / silver cake used as raw material in the process according to the invention is 3-15% zinc, 3-13% iron.
%, Lead 15-35%, sulfur 12-18% and silver 200-1,500 g / ton
It is a degree.
浮遊選鉱後に得られた銀精鉱はton当り6,000〜12,000g
の銀を含有しており、これは回収率が80〜90％であるこ
とを示している。Silver concentrate obtained after flotation is 6,000 to 12,000g per ton
Of silver, indicating a recovery of 80-90%.
以下の実施例は本発明を具体的に示すものであるが、本
発明はこれらの実施例に限定されるものではない。The following examples specifically illustrate the present invention, but the present invention is not limited to these examples.
実施例−１ 亜鉛6.2％、鉄６％、鉛20.5％、硫黄15.5％及び銀802g/
tonの組成を有する鉛／銀ケーキ2kg（乾燥重量）に、水
9lと硫酸350gを５分間かけて混合し、スラリー濃度200g
/l、硫酸による酸性度50g/lのスラリーを得た。Example-1 6.2% zinc, 6% iron, 20.5% lead, 15.5% sulfur and 802 g silver /
2 kg of lead / silver cake with ton composition (dry weight), water
9l and 350g of sulfuric acid are mixed for 5 minutes, slurry concentration 200g
A slurry having an acidity of 50 g / l with sulfuric acid / l was obtained.
上記スラリーを実験用フロテーションセルに入れ、10分
間空気を吹き込んで泡立て、その泡沫を捕集した。上記
泡沫を水で洗浄し固液分離した結果、140gの銀精鉱を得
ると共に、1,820gの浮選残留物が生じた。The above slurry was placed in a laboratory flotation cell, and air was blown for 10 minutes to form a foam, and the foam was collected. As a result of washing the foam with water and performing solid-liquid separation, 140 g of silver concentrate was obtained and 1,820 g of a flotation residue was produced.
上記銀精鉱並びに浮選残留物の組成は下表の通りであっ
た。The compositions of the silver concentrate and the flotation residue are shown in the table below.
この場合の銀の回収率は82.5％であった。 In this case, the recovery rate of silver was 82.5%.
実施例−２ 実施例−１において使用したものと同一の鉛／銀ケーキ
2kgに、水9.5lと硫酸50gを３分間かけて混合し、スラリ
ー濃度200g/l、硫酸による酸性度17g/lのスラリーを得
た。これに硫化剤として３％のNaSHを200ml加え、更に
３分間攪拌した。上記スラリーを実験用フロテーション
セルに入れ、空気を吹き込んで泡立て、その泡沫を捕集
した。上記泡沫を水で洗浄し固液分離した結果、148gの
銀精鉱を得た。またこれと共に1,859gの浮選残留物が生
じた。上記銀精鉱並びに浮選残留物の組成は下表の通り
であった。Example-2 Lead / silver cake identical to that used in Example-1
2 kg was mixed with 9.5 l of water and 50 g of sulfuric acid over 3 minutes to obtain a slurry having a slurry concentration of 200 g / l and a sulfuric acid acidity of 17 g / l. To this, 200 ml of 3% NaSH was added as a sulfiding agent, and the mixture was further stirred for 3 minutes. The above slurry was put into an experimental flotation cell, and air was blown into it to make bubbles, and the bubbles were collected. As a result of washing the foam with water and performing solid-liquid separation, 148 g of silver concentrate was obtained. Along with this, 1,859 g of flotation residue was produced. The compositions of the silver concentrate and the flotation residue are shown in the table below.
この場合の銀の回収率は87％であった。 The silver recovery in this case was 87%.
実施例−３ 亜鉛9.5％、鉄8.8％、鉛19.5％、硫黄14.2％及び銀704g
/tonの組成を有する鉛／銀ケーキ3kg（乾燥重量）に、
水20lと硫酸250gを５分間かけて攪拌、混合し、スラリ
ー濃度150g/l、酸性度30g/lのスラリーを得た。上記ス
ラリーを実験用フロテーションセルに入れ、10分間空気
を吹き込んで泡立てた。その泡沫を捕集し、洗浄、固液
分離した結果、195gの銀精鉱を得た。これと共に2,765g
の浮選残留物が生じた。上記銀精鉱並びに浮選残留物の
組成は下表の通りであった。Example-3 Zinc 9.5%, Iron 8.8%, Lead 19.5%, Sulfur 14.2% and Silver 704g
3 kg of lead / silver cake (dry weight) with a composition of / ton,
20 l of water and 250 g of sulfuric acid were stirred and mixed for 5 minutes to obtain a slurry having a slurry concentration of 150 g / l and an acidity of 30 g / l. The above slurry was placed in a laboratory flotation cell and bubbled with air for 10 minutes. As a result of collecting the foam, washing and solid-liquid separation, 195 g of silver concentrate was obtained. With this, 2,765g
Flotation residue of The compositions of the silver concentrate and the flotation residue are shown in the table below.
この場合の銀の回収率は81.3％であった。 In this case, the recovery rate of silver was 81.3%.
〔発明の効果〕 本発明は叙上の如く構成されるから、本発明によるとき
は、硫酸のみを使用し、若しくはこれに若干の硫化剤を
添加するだけのシンプルな操作で銀の回収率を向上させ
得る浮遊選鉱法が提供されるものであり、また酸性度の
調整が容易であると共に、鉛／銀ケーキを水洗若しくは
中和することなく浮遊選鉱操作の原材料として直接使用
することができるため、中和剤や希釈用の水を使用する
必要がなく、これにより水の消費量が少なく、汚染廃水
の問題も解決し得る産業上有益な浮遊選鉱による銀の回
収方法が提供されるものである。[Effect of the Invention] Since the present invention is constructed as described above, according to the present invention, the recovery rate of silver can be improved by a simple operation using only sulfuric acid or adding a slight sulfiding agent. It provides an improved flotation method, is easy to adjust the acidity, and can be used directly as a raw material for flotation operations without washing or neutralizing the lead / silver cake. In addition, there is no need to use a neutralizing agent or water for dilution, which consumes less water and provides an industrially useful method for recovering silver by flotation that can solve the problem of contaminated wastewater. is there.
なお、本発明は叙上の実施例に限定されるものでなく、
本発明の目的の範囲内において上記の説明から当業者が
容易に想到し得るすべての変更実施例を包摂するもので
ある。Note that the present invention is not limited to the above embodiments,
Within the scope of the object of the present invention, all modifications that can be easily conceived by a person skilled in the art from the above description are included.
第１図は本発明にかゝる方法の一実施例を示すフローチ
ャートである。 １……鉛／銀ケーキ ２……硫酸 ３……水 ４……硫化剤 ５……リパルパー ６……コンディショナー 7,8……フロスフロテーションセル ９……テーリングスタンク 10……加圧濾過機 11……フロスドタンク 12……フロスフロテーションセル 13……沈降機 14……遠心分離機 15,16,17……フロス 19……分離液 20……濾液 22……残留物 23……銀精鉱FIG. 1 is a flow chart showing an embodiment of the method according to the present invention. 1 …… Lead / silver cake 2 …… Sulfuric acid 3 …… Water 4 …… Sulfiding agent 5 …… Repulper 6 …… Conditioner 7,8 …… Floss flotation cell 9 …… Tailing tank 10 …… Pressurized filter 11 ...... Frosted tank 12 ...... Frost flotation cell 13 ...... Settler 14 ...... Centrifuge 15,16,17 ...... Frost 19 ...... Separated liquid 20 ...... filtrate 22 ...... Residue 23 ...... Silver concentrate
Claims (5)
剤として硫酸を加え、他の浮遊選鉱剤を用いることな
く、硫酸濃度10〜70g/lの強酸条件下で、スラリー濃度1
00〜300g/lにおいて浮遊選鉱を行なうことを特徴とする
鉛／銀ケーキから銀を回収するための泡沫浮遊選鉱法。1. A slurry containing lead / silver cake, to which sulfuric acid is added as a flotation agent, without using another flotation agent, under a strong acid condition of a sulfuric acid concentration of 10 to 70 g / l, and a slurry concentration of 1
Foam flotation method for recovering silver from lead / silver cake, characterized by performing flotation at 00-300 g / l.
含まれていた硫酸と、リパルパーにおいて加えられた硫
酸と、加圧濾過された濾液及び遠心分離された分離液中
の硫酸との総和から成る特許請求の範囲第１項記載の泡
沫浮遊選鉱法。2. The sulfuric acid comprises the sulfuric acid originally contained in the lead / silver cake, the sulfuric acid added in the repulsor, the sulfuric acid in the pressure-filtered filtrate and the centrifugally separated liquid. The method of flotation according to claim 1, which comprises a sum.
剤として硫酸及び硫化剤を加え、他の浮遊選鉱剤を用い
ることなく、硫酸濃度10〜70g/lの強酸条件下で、スラ
リー濃度100〜300g/lにおいて浮遊選鉱を行なうことを
特徴とする鉛／銀ケーキから銀を回収するための泡沫浮
遊選鉱法。3. A slurry containing a lead / silver cake, to which sulfuric acid and a sulfiding agent are added as a flotation agent, and a sulfuric acid concentration of 10 to 70 g / l under a strong acid condition without using another flotation agent. Foam flotation method for recovering silver from lead / silver cake, characterized by performing flotation at 100-300 g / l.
群の中から選ばれた少なくとも一種の硫化物を合計で0.
2〜4.0g/lの範囲で添加する特許請求の範囲第３項記載
の泡沫浮遊選鉱法。4. A total of at least one sulfide selected from the group consisting of H 2 S, Na 2 S and NaSH as a sulfiding agent.
The foam flotation method according to claim 3, which is added in the range of 2 to 4.0 g / l.
含まれていた硫酸と、リパルパーにおいて加えられた硫
酸と、加圧濾過された濾液及び遠心分離された分離液中
の硫酸との総和から成る特許請求の範囲第３項又は第４
項記載の泡沫浮遊選鉱法。5. The sulfuric acid comprises the sulfuric acid originally contained in the lead / silver cake, the sulfuric acid added in the repulsor, the sulfuric acid in the pressure-filtered filtrate and the centrifugally separated liquid. Claim 3 or 4 consisting of the sum
Float flotation method according to item.
Priority Applications (3)
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|---|---|---|---|
| CA000562414A CA1333199C (en) | 1988-03-24 | 1988-03-24 | Process for the recovery of silver from the pb/ag cake |
| AU13589/88A AU593728B2 (en) | 1988-03-24 | 1988-03-24 | A process for the recovery of silver from the Pb/Ag cake |
| JP63072171A JPH0768589B2 (en) | 1988-03-24 | 1988-03-28 | How to recover silver from lead / silver cake |
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- 1988-03-24 AU AU13589/88A patent/AU593728B2/en not_active Expired
- 1988-03-24 CA CA000562414A patent/CA1333199C/en not_active Expired - Lifetime
- 1988-03-28 JP JP63072171A patent/JPH0768589B2/en not_active Expired - Lifetime
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|---|---|
| AU593728B2 (en) | 1989-09-28 |
| JPH02133531A (en) | 1990-05-22 |
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