JPH08505902A - 複合鉱石から金属の湿式冶金回収方法 - Google Patents

複合鉱石から金属の湿式冶金回収方法

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JPH08505902A JP51652094A JP51652094A JPH08505902A JP H08505902 A JPH08505902 A JP H08505902A JP 51652094 A JP51652094 A JP 51652094A JP 51652094 A JP51652094 A JP 51652094A JP H08505902 A JPH08505902 A JP H08505902A
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Abstract

(57)【要約】 本発明は、鉱石から得られた硫化銅および硫化亜鉛の両方またはいずれか一方を水溶性の硫酸塩に転化して回収する連続的な湿式冶金方法に関する。本方法は、i)鉱石から得られた硫化銅および硫化亜鉛の両方またはいずれか一方を硫酸と硝酸に接触させて酸性溶液中に反応混合物を形成し、ii)連続的に反応混合物を攪拌しながら、反応混合物の温度を110℃から170℃の範囲に維持して、iii)十分な量の硫酸と硝酸を反応混合物に加えて反応混合物中に淡色沈殿物と濃色沈殿物を形成するが、ここで、淡色沈殿物は硫酸銅、硫酸亜鉛、硫酸鉄の水溶性硫酸塩からなり、濃色沈殿物は水に不溶であり、主に元素状で存在する硫黄と脈石からなり、iv)反応混合物へ酸素を供給すると硝酸の存在下硫化塩から硫酸塩への酸化を促進し、反応生成物であるガス状のNOxの酸化を促進して反応混合物へ硝酸を再生し、v)反応混合物から淡色沈殿物、濃色沈殿物、飛沫同伴された酸性溶液を除去し、vi)淡色沈殿物から硫酸銅および硫酸亜鉛またはいずれか一方を回収するために淡色沈殿物を処理する準備段階として、酸性溶液から淡色沈殿物と濃色沈殿物を分離して、vii)酸性溶液を反応混合物へリサイクルする、ことからなる方法である。

Description

【発明の詳細な説明】 複合鉱石から金属の湿式冶金回収方法産業上の利用分野 本発明は、黄銅鉱のような種々の銅含有鉱石に含まれる硫化銅および硫化亜鉛 を、後に容易に回収できるように、対応する硫酸塩類の沈殿物に変化させる湿式 冶金方法に関する。発明の背景 鉱石自体からさまざまな種類の金属を回収するための商業的な湿式冶金方法の 開発が求められている。標準的な精錬方法よりも湿式冶金方法を用いることの重 要な利点は、二酸化硫黄の放出がかなり少ないことである。たとえば硫化物含有 鉱石から銅および亜鉛を抽出するように、抽出における化学的操作は比較的に直 接的なものであるように思えるかもしれない。しかし、これに関して商業的に知 られているすべての方法は、失敗に終わっているか、または経済的に実行可能で はない。これらの湿式冶金方法には、鉱石精鉱またはリッチな鉱石から銅、亜鉛 等を浸出し、硫酸、および/または、硝酸、および/または、硝酸塩を使用する ものがあることが、知られている。 米国特許第3,888,748号には、金属回収方法が開示されている。それによると 、銅は黄銅鉱(CuFeS2)のような、鉱物を含む硫化物含有鉱石精鉱から回収され る。銅は、鉱石精鉱を、硝酸と硫酸の希釈水溶液に接触させることによって回収 され、銅塩と鉄塩と残留物を含む浸出液が得られる。浸出液は、次の工程にかけ られ、銅は回収され、鉄はジャロサイト(jarosite)として沈殿する。ジャロサ イトは、価値がなく、回収工程を複雑にする可能性がある。硝酸イオンとその誘 導体は、浸出液から実質上除去されなければならない。その溶液から銅または亜 鉛の電解 採取を容易にするためである。 米国特許第3,910,636号には、その場での(insitu)化学的採取方法が開示さ れている。鉱石自体に穴をあけ、その穴を、酸浸出液でみたす。酸浸出液は、pH 0.2から2.0の範囲にあり、硝酸イオンを含む。しかし、その溶液は希釈化されて くるので、この方法が、鉱石から銅を浸出させる速度は比較的おそい。加えて、 本方法は、通常、石灰岩を含む場合には使うことができない。 他のその場での化学的採取方法が、米国特許第3,912,330号に開示されている 。これは特に銅班岩を処理することに関する。触媒量の硝酸イオンを、酸素添加 した硫酸浸出媒質に加えることにより、硫化銅含有鉱石からの銅の抽出速度が改 善される。硝酸濃度は、0.05%から0.50%の範囲でよく、酸媒質は、25psiから200 psiの酸素圧下で処理される。ジャロサイトは、沈殿するといわれ、この方法は 、表面堆積物からの浸出に対して適していないことが知られている。 米国特許第4,647,307号には、複合銅含有鉱石が、酸化性酸媒体で処理できる ことが開示されている。この系では、砒素を含む鉱石を特によく処理することが できる。 この分野での刊行物には、博士論文(G.Van Weert,Ph.D.Dissertation,De Technische Universiteit,Delft,Holland,1989)がある。この論文の巻末の 補遺には、黄銅鉱を含む複合鉱石および濃縮物に対する処理の概要が記載されて いる。Avramidesら(Hydrometallurgy,5,325-36(1980))は、黄銅鉱浸出方法 について報告している。その方法は、一価と二価の銅イオンをアセトニトリル溶 液で浸出することからなる。Kiknadzeら(Izv.Akad.Nauk Gruz.SSR,Ser.Kh im.,6 363-6(1980))は、三価の鉄イオンが塩素とともに再生される、黄銅鉱の 三価の鉄イオン浸出法について報告している。TkacovaとBalaz(Hydrometallurg y,21 103-12(1988))は、他の三価の鉄イオン浸出法について報告している。こ れは、黄銅鉱の表面積の増加を趣旨としているが、表面上の硫黄が黄銅鉱の溶 解を妨げるとも報告している。Pomanianowskiら(Electrocatal.,Mater.Symp .Electrochem.Sect.Pol.Chem.Soc.,9th meeting date 1987,241-7,Edit ed by Pawel Nowak,Pol.Chem.Soc.:Warsaw Pol.)は、黄銅鉱の表面上への 少量の銀の析出は、電気化学的手段による溶解速度に触媒作用を及ぼしたと報告 している。 しかし、上述の方法は、次の一以上の視点から不適当である。 i) 方法を実施するのにかかるコストが、回収される金属の価値と比べて、経 済的にあわない。 ii) 商業的規模では、実施不可能である。 iii)放出ガスの汚染。 iv) 価値のある金属の回収が不十分。 v) 放出ガスがリサイクルのために処理されることができず、工程において再 使用できない。 vi) 硫化銅と硫化亜鉛を対応する硫酸塩に変化させるために、実施条件として 加圧反応器が必要とされる。 本発明による方法は、加圧下で実施する必要のない方法であり、上記の課題の いくつかを解決する。酸化力のある硝酸と酸素ガスの存在下、高濃度の硫酸が使 用されるため、必要な金属は、反応混合物の酸性溶液で沈殿する水溶性塩として 回収される。水溶性金属塩が溶けにくくなる、110℃から170℃温度範囲で高酸性 下で反応混合物を処理するからである。発明の概要 本発明の一つのアスペクトによると、連続的な湿式冶金方法において、鉱石よ り得られた硫化銅及び硫化亜鉛の両方またはいずれか一方は、硝酸の存在下、窒 素ガスと一酸化二窒素ガス(N2O)の放出を最小化しながら、対応する硫酸塩の 沈殿物として回収される。この方法は、以下のステップからなる。 i) 上記鉱石より得られた硫化銅および硫化亜鉛またはいずれか一方を、硫酸 と硝酸と接触させて、酸性溶液の反応混合物を生じさせるステップと、 ii) 上記反応混合物を連続的に攪拌しながら、反応混合物を110℃から170℃の 温度範囲に維持するステップと、 iii)上記反応混合物中に十分な量の硫酸と硝酸を加えて、淡色沈殿物と濃色沈 殿物とを反応混合物中に生じさせるステップと、ここで、淡色沈殿物は、硫酸銅 および硫酸亜鉛の両方またはいずれか一方の水溶性の硫酸塩からなり、濃色沈殿 物は、水に不溶であり硫黄と脈石からなり、 iv) 上記反応混合物に酸素を供給して、硝酸の存在下、上記硫化物の硫酸塩へ の酸化を促進し、また、反応生成物であるガスNOxを酸化して硝酸を再生し上 記反応混合物中で使用するステップと、 v) 上記反応混合物から、淡色沈殿物、濃色沈殿物、飛沫同伴される酸性溶液 を除去するステップと、 vi) 酸性溶液から淡色沈殿物と濃色沈殿物を分離し、淡色沈殿物を処理して、 硫酸銅および硫酸亜鉛の両方またはいずれか一方を淡色沈殿物から回収するステ ップと、 vii)酸性溶液を、上記反応混合物へリサイクルするステップ。 本発明の他のアスペクトによれば、硫化銅および硫化亜鉛の両方またはどちら か一方が、微細に粉砕された鉱石の精鉱中、特に、黄銅鉱や閃亜鉛鉱、その他の 硫化物またはスルホ塩鉱物からなる鉱石自体から得られた鉱石精鉱中に得られる 。硫化物鉱石(CuFeS2)に存在する硫化銅は、この方法により、部分的に脱水さ れて白い硫酸銅になる。この硫酸銅は、酸性溶液中で沈殿し、淡色沈殿物の一部 となる。 本発明の他のアスペクトによると、反応混合物中に維持される硫酸の量は、反 応混合物の体積濃度に対する濃硫酸の体積濃度の比において、35%v/vから65%v/ vの範囲にあることに基づく。硝酸の濃度は、鉱石精鉱中の1モルの硫化銅につ いて少なくとも1.5モルである。図面の簡単な説明 図1は、本発明の方法に関する工程系統略図である。好適な実施例の詳細な説明 本発明の方法は、硫化銅および硫化亜鉛の両方またはいずれか一方を含む金属 鉱石の処理に関して特に適している。鉱石は、微細に粉砕された精鉱状か、微細 に粉砕されたリッチな鉱石か、またはこれらの組み合わせである。そのような鉱 物を含む鉱石の例としては、一般に、黄銅鉱、輝銅鉱、班銅鉱、四面銅鉱、閃亜 鉛鉱、方鉛鉱、モリベンダイト(molybendite)、黄鉄鉱、磁硫鉄鉱、硫砒鉄鋼 がある。本方法は、鉱石が銅または亜鉛を含むかによって、これらの鉱石から銅 または亜鉛を回収する用途にも使用できる。鉱石は、粒状であり、好ましくは、 最微粒の75%が275メッシュを通過するようにすりつぶされる。これは、本発明の 方法で使用される試薬を、微細に粉砕された原料と、確実に反応させるためであ る。銅及び亜鉛の両方またはいずれか一方を含有する鉱石の大部分は、通常、黄 銅鉱、閃亜鉛鉱、班銅鉱、黄鉄鉱、方鉛鉱、とそれらの混合物である。本発明の 方法を、銅または亜鉛について前処理により濃縮した鉱石に使用してもよい。た とえば、銅と亜鉛を含む鉱石を、優先的に亜鉛を除去するように処理し、銅が濃 縮された鉱石を得る。こうして、この処理された鉱石から銅を除去するのに本方 法を用いる。本発明の好適な態様においては、銅および亜鉛の両方またはいずれ か一方を回収することを目的とする。その回収のため、まず硫酸塩として銅およ び亜鉛の両方またはいずれか一方を含む水溶性沈殿物として行い、そしてさらな る工程をへて、溶液中の銅イオンおよび亜鉛イオンまたはいずれか一方を精製し て、別個の電解採取工程により銅および亜鉛またはいずれか一方を得る。 そのような鉱石は、ロジウム、パラジウム、白金、銀、金のような貴金属を含 みうることも認識されている。そのような成分は、通常痕跡量であり、回収でき るものではない。これらの貴金属は、本方法の処理条件に関して全く問題とはな らない。同様に、少量の鉛、カドニウム、砒素、アンチモンが、通常そのような 鉱石に見いだされる。また、鉱石中の鉄の存在は、処理上なんの害にもならず、 さらに必要であれば、本方法の反応生成物から鉄を回収できることも判明した。 非常に高濃度の硫酸と必要量の硝酸を使用する本方法の化学作用は、完全には 理解されてはいない。しかし、銅を含有する鉱石から銅を回収することに関して 、一般に次のように化学反応を説明できる。 6 CuFeS2 + 22 HNO3 + 9 H2SO4 → 6 S + 6 CuSO4 + 3 Fe2(SO4)3 + 22 NOx↑ + 20 H2O 放出されるNOxガスの硝酸への転化は、酸素含有ガスを反応系に供給するこ とによりもたらすことができると判明した。この場合、一般的な反応機構は、次 のように考えられる。 5 CuFeS2 + 11 HNO3 + 5.5 O2 + 7.5 H2SO4 → 5 S + 5 CuSO4 + 2.5 Fe2(SO4)3 + 11 NO + 13 H2O これに対応して硫化亜鉛を含む反応は、亜鉛含有鉱石から亜鉛の回収に関して 、次のように考えられる。 5 ZnS + 8 HNO3 +4 O2 → 5 ZnSO4 + 8 NO + 4 H2O これらの反応式は、一般的なものであり、反応の化学量論はここに示したもの とは異なるかもしれないと理解されている。しかし、後述の例によって、沈殿物 の一部である硫酸銅と硫酸亜鉛を生成することと、おもに一酸化窒素(NO)と二 酸化窒素(NO2)を生じることがわかる。後者は、酸素の存在下、硝酸(HNO3) と亜硝酸(HNO2)に転化される。環境上望まれない一酸化二窒素(N2O)ガスは 、最小限放出されるだけである。 この転化過程における硝酸の役割については、完全には理解されていない。硝 酸は、何らかの作用により、硫黄や鉄を含む成分をより高い原子価状態へと転化 する触媒作用があると考えられる。本発明に関して、硝酸に戻されまたは硝酸と してリサイクルできる排ガスの量は、かなり高く、通常80%をこえ、90%にもなる かもしれない。残りの窒素含有排ガスは、窒素と一酸化二窒素を含み、残りの10 %から20%を構成しているかもしれない。その混合物において、一酸化二窒素は、 より低い濃度であり、通常、窒素含有ガス全量の5%以下の範囲にある。環境上 の要求に応じて、一酸化二窒素含有排ガスは、大気中に放出する前に、必要な方 法で処理してもよい。 本方法で使用される硝酸の量は、かなり変化させることができることが判明し ている。過剰量の硝酸を使用したとしても、本方法の全体的効率に対する影響は 、たとえあったとしても、小さい。しかし、硫化銅および硫化亜鉛を淡色沈殿物 として生じる硫酸塩に転化するための最小限の必要量が硝酸にはある。本発明の 好適な実施例によると、硝酸濃度は、使用する精鉱または鉱石中の硫化銅1モル に対して、少なくとも約0.5モルであるべきである。実施例に関する研究に基 づくと、硝酸濃度が硫化銅1モルにつき3モルをこえても、硫化物から硫酸塩物 への転化はどのようにも促進されないことが分かっている。硝酸の好ましい濃度 は、1モルの硫化銅に対して0.5モルから1.5モルの範囲である。硝酸を反 応混合物に加える場合に、硝酸を一定時間をかけて添加するほうが、一度に添加 するよりも好ましいことも判明した。添加速度は、反応混合物の体積に基づいて 決定できる。硝酸の添加速度は、反応混合物の体積と必要な反応時間に基づいて 、1分あたり0.3体積%から1体積%の硝酸量の範囲であってもよい。 硫酸は、通常すでに反応混合物中にあり、次の例1に示すように、反応混合物 の単位体積あたり、少なくとも35%をこえる体積濃度に維持され、65%以下の体積 濃度に維持される。硫酸濃度が単位体積あたりの体積濃度で40%v/vよりも低いと 、硫化物から硫酸塩への転化が十分ではなく、淡色の沈殿を生じないため、固 液分離ができない。ところが、65%をこえる硫酸を使用すると、淡色沈殿物がふ たたび溶解されるときに有毒なNOxフュームを生じる傾向がある。反応混合物 は、好ましくは約10Mに維持する。この酸濃度では、銅、鉄、亜鉛の水溶性硫 酸塩は、主に不溶性であり、この酸性混合物中に沈殿物を生じる。連続的に使用 する反応器においては、硝酸と硫酸は実質的に、連続的にまたは断続的に加えら れ、反応混合物中の硫酸濃度を要求濃度に維持する。同様に、硝酸のモル濃度と 、使用する硫化銅および硫化亜鉛の両方またはいずれか一方との比を一定に維持 する。硫酸濃度は、溶液重量に対して9%のように他の単位で表現してもよい。比 較のために述べれば、単位体積あたりの体積濃度で表された35%v/vは、重量では 約50%に相当する。上限である65%v/vは、77重量%に相当する。その間にある濃 度としては、40%v/vは、55重量%に相当し、50%v/vは、64.5重量%に相当する。 硫酸濃度を上げれば、淡色沈殿量が増加するだけでなく、硫黄だけでなく脈石 を含む濃色沈殿量も増加することが判明した。さらに、硫酸濃度を上げると、鉄 は淡色沈殿物中に増加し、銅と亜鉛は、溶液中に残るよりも白い沈殿物中に移動 すると判明した。また、硫酸濃度をあげると、濃色沈殿物に移動する鉄、銅、亜 鉛の重量がわずかに増加する。したがって、工程パラメータに依存して、硫酸濃 度は、単位体積あたりの体積濃度で40%から65%の範囲に調整され、淡色沈殿物中 の少なくとも銅と亜鉛の最高の回収率を達成することができる。 本発明にとって非常に有益なことに、淡色沈殿物は水溶性である一方、濃色沈 殿物は有機溶媒に可溶である。このため、淡色沈殿物から必要な金属硫酸塩を水 抽出しても、濃色沈殿物から、有意量の不純物をどのようにも抽出することがな い。さらに、淡色沈殿物から有価な金属を水により抽出する前に、有機溶媒を使 用して濃色沈殿物を除去しなくてすむ。 酸濃度の変化にともない沈殿物中の鉄、銅、亜鉛物質の構造を予想することは 困難であるが、酸濃度および温度の両方が高くなるほど、またはいずれか一方が 高くなるほど、さまざな塩は脱水する傾向があると信じられている。この水和物 として、鉄、銅、亜鉛は、NO3 -を保持して、または保持することなく、次のよう に表現される。 [Fe2(SO4)3・H2SO4・8H2O] [CuSO4・3H2O] [ZnSO4・H2O] 酸濃度および温度の両方またはいずれか一方が高くなれば、塩は脱水し、以下 を生じる傾向がある。 [Fe2(SO4)3・H2SO4・2H2O] [CuSO4・H2O] [ZnSO4] 従って、硫酸濃度と温度が変化する連続使用の反応器において鉄塩、銅塩、亜鉛 塩は、淡色沈殿物に残るが、この工程中これらは、水和 及び/または 部分的 脱水、完全脱水の状態にある。いずれにしても、酸溶液中での銅、亜鉛、鉄の溶 解形状は、結局、この過程でリサイクルされる。この過程では、平衡は、溶液中 のこれらの金属の硫酸塩濃度の方に移動する。さらに、この反応で放出されるさ まざまの窒素ガスは、再生のため、硝酸と亜硝酸にもどされる。添加する硝酸量 は小さくなり、硝酸として再生ができない10%から20%の窒素ガスを補うのみとな る。 反応は、110℃から溶液の沸点である約175℃までの温度範囲で行うことが望ま しい。好ましい反応温度は、120℃から170℃の範囲であり、最適範囲は、110℃ から150℃である。 本発明による工程は、バッチ反応器で行うことができることは認識されている 。しかし、大量の鉱石または鉱石精鉱を処理するので、連続工程であることが好 ましい。本発明による反応を行うための連続反応器としては、さまざまの方式が 知 られており、入手できる。図1に単一の連続的反応器8について考えられる反応 方法を示す。原料は、金属精鉱または金属のリッチな鉱石の通常の態様のもので ある。原料は、ライン10を通って連続反応器12の下方領域11に供給される。連続 反応器12は、この実施例では、パチュシャ(Pachucha)型反応器として知られた 通常の形状をもつ。酸素ガスは、純粋酸素、酸素濃度の高い空気、または空気で あってもよい。酸素ガスは、入口15にてライン14を通って供給され、反応器の下 部16を経て上方へ移動する。ガスは、吸引管18の上方に直接流れ、反応器12のな かで矢印20の方向に物質の循環を起こす。必要な硫酸、硝酸、試薬類は、既述の ように工程パラメーターに従ってライン22を通って供給される。ガスは、酸と試 薬類と混合され、タンクの環状部分24内で、そして同様にタンクの吸引管部分26 内で、循環反応混合物にとりこまれる。反応中に生じたガスのうち、硝酸と亜硝 酸に転化されないものは、反応器の上部28から除去され、ライン30を通って処理 とリサイクルのために取り除かれる。既述のように排ガスは、必要であれば処理 して環境上安全にすることができる。ここでいう排ガスは、他の関連した工程で 使用された排ガス、または水と酸素で処理ことにより残留しているNOxガスを 、硝酸と亜硝酸に転化した場合に生じる排ガスである。酸素は、入口15で供給さ れ、必要な水は、前述の反応式に従って反応混合物中に自ら生じる。ライン10を 通る原料の質量供給速度に従って、反応物を含む溶液は、排出用のオーバーフロ ーライン32を通って領域31にて液面下から除去され、さらに処理される。ライン 32で除去された溶液は、形成された沈殿物を含む。酸性溶液中の沈殿物は、ライ ン32を通って、固液分離器34に移行する。淡色沈殿物と濃色沈殿物から分離され た液体は、ライン36を通って除去され、通常、ライン22を経て反応器12にリサイ クルされる。そこで酸溶液の大部分を除去された固体は、ライン38を経て、遠心 機40またはフィルタープレスに移行される。フィルタープレスは、残っている酸 溶液を固体沈殿物から除去する。残った酸溶液は、ライン42を通って遠心機から 除去 され、ライン22を経て反応器12へリサイクルされる。湿った固体は、ライン44を 通って遠心機40から除去してもよいし、または遠心機から直接除去されるように してもよい。必要ならば、一連の連続反応器8をカスケード状に配置して、硫化 物から不溶性の硫酸銅および硫酸亜鉛へ必要な転化を行う程度により、入ってく る精鉱を処理してもよい。多くの用途において、連続して四つの反応器が必要と なることが予想される。反応器の設計に関しては、パチュチャ反応器は通常高さ 対直径の比において約10:1であることも注目される。 湿った固体状の沈殿物は、淡色沈殿物と濃色沈殿物の両方を含む。そして、淡 色沈殿物から回収される有価な金属は、浸出によって回収できる。沈殿物から金 属を浸出するのに提唱される方法は、特に他の方法がなければ、溶媒抽出法であ る。このデフォールトの方法では、溶媒抽出試薬を用いる。銅は、pH約2.5の 溶液から、LIX64N(Heinkel試薬)を用いて抽出できる。この試薬は、通常、銅 の堆積物からの浸出に用いられる。溶液は、非常に酸性であるため、溶液は石灰 岩により部分的に中和され、溶媒抽出の前に濾過されて石膏と鉄化合物(針鉄鉱 またはジャロサイト)を取り除く。抽出溶媒は除去され、強い酸である硫酸(典 型的には、200g)からなる電解液と、電解採取セルに戻る前に電解採取セルか ら回収された35-40g/Lの銅とに分離される。溶媒抽出段階からの不溶解分は、残 留銅を含む。この残留銅は、亜鉛末とともに固めることができる。不溶解分は、 亜鉛抽出前にさらにpH4からpH5に中和されるべきである。再び、石膏と酸化鉄は 、抽出前に濾過により除かれる。溶媒抽出に使われる亜鉛試薬は、ジ−2−エチ ルヘキシルリン酸(di-2-ethyl hexyl phosphoric acid:D2EHPA)であり、この 溶液中の亜鉛を有機試薬により電解採取溶液に移行し、亜鉛の回収を可能にする 。他の適切な試薬には、アメリカン・サイアナミド社(American Cyanamid)製 のサイアネックス(Cyanex)302がある。 本発明の好適な実施例においてパチュチャ反応器の使用に関して例示されてい るように、反応混合物は、最初にタンク12内の領域24と26で生じることは明らか である。十分な酸、酸素試薬と他の使用剤は、必要な時にまたは連続的に反応器 に加えられ、必要な最適量の淡色沈殿物が連続的に生成され、ライン32を通って 除去されることを保証する。銅と亜鉛が回収される溶液は、さらに電解採取によ って処理され、銅と亜鉛を要求純度までに精製できることが、認識されている。 沈殿物から銅と亜鉛を適切に抽出することにより、最小限量の鉄のみがそれぞれ の溶液に存在するので、鉄は電解採取を害しない。さらに、抽出において、沈殿 物に残留する硝酸量は、最小限にとどめられており、たとえ電解採取に対する影 響があるとしても、きわめて小さい。亜鉛電解採取工程上に存在する銅は、亜鉛 末とともに固められる。 本発明の好適な実施例は、次のようなものである。例1 実験の詳細 反応は、体積濃度45%,50%,65%,75%の硫酸を用いて行われた。すべての反応 で、10gの精鉱、65mlの硫酸溶液、12mlの濃硝酸を用いた。1時間にわたり120 ℃から130℃に保持されている攪拌反応混合物に、20分を越える添加時間にて硝 酸を加えた。反応中に、酸素を連続的にフラッシュして、ガス状の生成物を、水 酸化ナトリウム水溶液上に吸収させたかトラップした。1時間後、反応物をさら に30分間フラッシュして、冷却した反応混合物の重量が測られ、真空濾過した。 淡色から白色の沈殿物は水に溶けた。残っている黒色から灰色の沈殿物を、二硫 化炭素で抽出した。原子吸光スペクトルを用いて、発生した灰色の脈石、白い沈 殿物の溶液、濾液を分析した。水酸化ナトリウム水溶液で滴定して、硝酸塩また は亜硝酸塩として回収された硝酸の量を測定した。 結果 この水酸化ナトリウム溶液の適定量により、上記の条件では、ガス中に大量の 硝酸が含まれていないことをがわかる。75%の硫酸を用いた場合の濾液は、水で の希釈にともない、大量の茶色のガスを泡立ちながら放出する。 硝酸は、長い時間にわたって加えられた。温度を低くして反応時間を長くする と、存在する酸素の反応量が多くなり、硝酸の必要量は少なくなる。 二つの実験に対する分析結果を表IIに示す。溶液、白い沈殿物、脈石は重量で は約100%に近い。白い沈殿物中への銅の抽出は、50%硫酸反応が、65%硫酸反応よ りも良い結果を示す。これは、表Iで報告されている脈石の重量についての結果 と一致するものである。すなわち、硫酸の増加にともない、脈石の重量が増加す る傾向がある。 淡色状と濃色状の沈殿物量への硫酸濃度の影響を、表IIIに示す。表IIIにおい て、硫酸濃度は、25%v/vから75%v/vの範囲にある。約35%v/v濃度において、沈殿 物の重量に顕著な増加がある。この増加は、この工程における最小硫酸濃度が、 35%v/vの領域にあることを示している。 例2 本発明の方法は、硝酸の希釈溶液を用いて二つの異なる硫酸濃度にて行われた 。そして次の結果が得られた。反応混合物に必要な硝酸量は、反応混合物中に酸 素を供給することによって減少することができる。反応は、40%硫酸と6mLの70% 硝酸、50%硫酸と3mLの70%硝酸を用いて行われた。第三の反応は、通常どおり、 酸素下に て12mLの硝酸を用いて行われた。しかし、1時間後、酸素はアルゴンで置換され 、反応器は、約170℃の環流状態で30分間熱せられた。第四の反応は、すべてア ルゴン下で行われた。30分後、温度は、約175℃から180℃の環流状態へと上げら れ30分間保たれた。このようにして酸素と硝酸濃度の影響が求められた。これら のテスト結果を表IVにまとめる。 硝酸の使用量を減らした反応結果は、硫化物から硫酸塩への転化は、許容の範囲 にあることを示す。これより、反応混合物中に酸素を存在させながら、同時に反 応混合物中に存在する硝酸の量を減らすことができることが明らかである。 ここでは本発明の好適な実施例を詳細に記載した。しかし、本発明の核心から 離れることなく、または添付した請求の範囲から離れることなく、いろいろ変化 させることができることは、この技術に熟練した人々によってわかるであろう。
───────────────────────────────────────────────────── フロントページの続き (51)Int.Cl.6 識別記号 庁内整理番号 FI 7356−4K C22B 3/00 B (81)指定国 EP(AT,BE,CH,DE, DK,ES,FR,GB,GR,IE,IT,LU,M C,NL,PT,SE),OA(BF,BJ,CF,CG ,CI,CM,GA,GN,ML,MR,NE,SN, TD,TG),AT,AU,BB,BG,BR,BY, CA,CH,CN,CZ,DE,DK,ES,FI,G B,HU,JP,KP,KR,KZ,LK,LU,LV ,MG,MN,MW,NL,NO,NZ,PL,PT, RO,RU,SD,SE,SK,UA,VN 【要約の続き】 物を分離して、vii)酸性溶液を反応混合物へリサイク ルする、ことからなる方法である。

Claims (1)

  1. 【特許請求の範囲】 1. 硝酸の存在下で、硫化銅および硫化亜鉛の両方またはいずれか一方を対 応する硫酸塩類の回収可能な沈殿物に転化する一方、窒素ガスとN2Oガスの放 出を最小限にする連続湿式冶金方法であって、 i)前記鉱石から得られた前記硫化銅及び硫化亜鉛の両方またはいずれか一 方を、硫酸と硝酸とに接触させて、酸性溶液中の反応混合物を形成し、 ii)前記反応混合物を連続的に攪拌しながら、反応混合物の温度を110℃か ら170℃の範囲に維持し、 iii)十分な量の硫酸と硝酸を前記反応混合物に添加し、前記反応混合物に淡 色沈殿物と濃色沈殿物を生じさせるが、該淡色沈殿物は硫酸銅および硫酸亜鉛の 両方またはいずれか一方の水溶性硫酸塩からなり、該濃色沈殿物は水に不溶であ って硫黄と脈石からなっており、 iv)前記硫酸と硝酸の存在下、前記硫化物から硫酸塩への酸化を促進し、反 応生成物であるガス状NOxを酸化して前記反応混合物で使用できる硝酸を再生 するために、前記反応混合物中に酸素を供給し、 v)前記反応混合物から、淡色沈殿物、濃色沈殿物、同伴した酸性溶液を除 去し、 vi)前記淡色沈殿物から硫酸銅および硫酸亜鉛の両方またはいずれか一方を 回収するために、前記淡色沈殿物の処理の準備段階として、前記酸性溶液から淡 色沈殿物と濃色沈殿物を分離し、 vii)前記反応混合物へと前記酸性溶液をリサイクルする、 ことからなる湿式冶金方法。 2. 上記硫化銅および硫化亜鉛の両方またはいずれか一方を含む、微細に粉 砕した鉱石精鉱が、前記反応混合物中で前記硫酸と硝酸とに接触することからな る請求項1に記載の方法。 3. 前記鉱石精鉱が、黄銅鉱、閃亜鉛鉱、または他の硫化物含有鉱物の鉱石 自体からもたらされる請求項2に記載の方法。 4. 銅を回収可能な沈殿物に変化させる前記方法において、前記黄銅鉱含有 鉱石精鉱中の銅鉄硫化物の一部としての鉄が、前記反応混合物中で硫酸鉄に転化 し、前記酸性溶液中で沈殿し、前記淡色沈殿物の一部を形成する請求項3に記載 の方法。 5. 十分な量の硫酸を前記反応混合物に加え、前記反応混合物中において、 反応混合物の体積に対する濃硫酸の体積濃度が、35% v/vから65% v/vの範囲ある 請求項1に記載の方法。 6. 十分な量の硝酸を前記反応混合物に加え、前記反応混合物中で、硝酸の モル濃度を、硫化銅1モルにつき少なくとも0.5モルに維持する請求項5に記 載の方法。 7. 前記硝酸のモル濃度が硫化銅1モルにつき0.5モルから3モルの範囲 にあり、前記硫酸濃度が40% v/vから65% v/vの範囲にある請求項6に記載の方法 。 8. 前記沈殿物から可溶性の硫酸銅と硫酸亜鉛を水と処理して溶解させ取り 除くことにより、前記濃色沈殿物と淡色沈殿物の混合から銅と亜鉛を回収する請 求項7に記載の方法。
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Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2010163664A (ja) * 2009-01-16 2010-07-29 Sumitomo Metal Mining Co Ltd ロジウムと銅との分離方法
JP2012522635A (ja) * 2009-04-01 2012-09-27 アース・リニューアル・グループ,エルエルシー 改良された水性相酸化方法

Families Citing this family (31)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH10504060A (ja) * 1994-08-15 1998-04-14 アール・アンド・オー・マイニング・プロセシング・リミテッド 硫化亜鉛含有鉱石及び精鉱から硫酸塩への硫化亜鉛の湿式製錬転化
ES2123417B1 (es) * 1996-04-25 1999-12-01 Consejo Superior Investigacion Procedimiento hidrometalurgico para la recuperacion de cobre de minerales sulfurados.
ES2129328B1 (es) * 1996-06-18 2000-01-01 Consejo Superior Investigacion Procedimiento para la recuperacion de cobre de minerales y materiales metalicos oxidados y/o sulfurados.
US5814292A (en) * 1996-12-19 1998-09-29 Energy Research Group Comprehensive energy producing methods for aqueous phase oxidation
CN1048287C (zh) * 1997-07-24 2000-01-12 中国科学院化工冶金研究所 锌的硫化矿的复合催化氧化直接浸出工艺
IL131652A0 (en) * 1999-08-30 2001-01-28 Satec Ecochem Ltd Process for producing metal containing sulfide ores
DE60138934D1 (de) * 2000-02-25 2009-07-23 Hitachi Ltd Mischvorrichtung für Analysenautomat
CA2522336C (en) 2003-04-16 2010-04-06 Viatcheslav Dmitrievich Shapovalov Method for processing sulfide minerals and concentrates
CN100580110C (zh) * 2008-01-22 2010-01-13 南京大学 从废杂铜熔化炉渣中提取铜的湿法冶金方法
DE102008024590B4 (de) * 2008-05-21 2017-06-01 Heraeus Deutschland GmbH & Co. KG Recycling-Verfahren für Katalysatorformkörper
US7820135B2 (en) * 2008-06-30 2010-10-26 Uop Llc Catalyst composition with nanometer crystallites for slurry hydrocracking
CN101760632B (zh) * 2008-12-02 2011-08-10 中国恩菲工程技术有限公司 从硫酸锌溶液中回收锌的方法
US7915474B2 (en) * 2009-04-01 2011-03-29 Earth Renewal Group, Llc Aqueous phase oxidation process
US8481800B2 (en) * 2009-04-01 2013-07-09 Earth Renewal Group, Llc Aqueous phase oxidation process
US8168847B2 (en) * 2009-04-01 2012-05-01 Earth Renewal Group, Llc Aqueous phase oxidation process
US8115047B2 (en) * 2009-04-01 2012-02-14 Earth Renewal Group, Llc Aqueous phase oxidation process
US9272936B2 (en) 2009-04-01 2016-03-01 Earth Renewal Group, Llc Waste treatment process
US7951988B2 (en) * 2009-04-01 2011-05-31 Earth Renewal Group, Llc Aqueous phase oxidation process
DOP2011000007A (es) * 2010-01-07 2017-10-15 Barrick Gold Corp Produccion de concetrados de sulfato de cinc de una solucion diluida de sulfato de cinc.
CN101857923A (zh) * 2010-05-31 2010-10-13 吉林大学 从含金银硫化矿焙砂酸浸液中回收铜、锌、铁的方法
WO2012044858A1 (en) * 2010-09-30 2012-04-05 Earth Renewal Group, Llc Waste treatment process
RU2468099C2 (ru) * 2011-02-14 2012-11-27 Учреждение Российской Академии Наук Центр Геофизических Исследований Владикавказского Научного Центра Ран И Правительства Республики Северная Осетия-Алания Способ извлечения металлов из хвостов обогащения
RU2468100C2 (ru) * 2011-02-14 2012-11-27 Учреждение Российской Академии Наук Центр Геофизических Исследований Владикавказского Научного Центра И Правительства Республики Северная Осетия-Алания Способ извлечения металлов из хвостов обогащения
RU2468101C2 (ru) * 2011-02-14 2012-11-27 Учреждение Российской Академии Наук Центр Геофизических Исследований Владикавказского Научного Центра Ран И Правительства Республики Северная Осетия-Алания Способ извлечения металлов из хвостов обогащения
RU2465354C1 (ru) * 2011-04-13 2012-10-27 Учреждение Российской академии наук Центр геофизических исследований Владикавказского научного центра РАН и Правительства Республики Северная Осетия - Алания (ЦГИ ВНЦ РАН и РСО-А) Способ извлечения золота из сульфидных руд
US9683277B2 (en) 2013-09-24 2017-06-20 Likivia Process Metalúrgicos SPA Process for preparing a ferric nitrate reagent from copper raffinate solution and use of such reagent in the leaching and/or curing of copper substances
MX2017014150A (es) * 2015-05-04 2018-07-06 Graymont Western Us Inc Procesos y sistemas para regenerar corrientes alcalinas de procesos.
CL2015003082A1 (es) * 2015-10-16 2016-06-10 Lixivia Procesos Metalúrgicos S P A Proceso hidrometalúrgico para lixiviación de minerales de cobre y productos que los contienen, y mezcla reactiva utilizada en el mismo
CN107245572A (zh) * 2017-05-09 2017-10-13 青海大学 一种提高复杂有色重金属资源综合利用的方法
RU190111U1 (ru) * 2018-09-17 2019-06-18 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт теплофизики им. С.С. Кутателадзе Сибирского отделения Российской академии наук (ИТ СО РАН) Импульсный вакуумный дезинтегратор
CN111172388A (zh) * 2019-12-30 2020-05-19 眉山顺应动力电池材料有限公司 一种颗粒料常压酸浸出的方法及实现该方法的装置

Family Cites Families (14)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3888748A (en) * 1972-06-28 1975-06-10 Du Pont Recovery of metal values from ore concentrates
NL7309048A (ja) * 1972-06-28 1974-01-02
US3933478A (en) * 1973-08-27 1976-01-20 Nicosep Associates Recovery of zinc and copper from brass scrap
US3910636A (en) * 1973-12-06 1975-10-07 Kennecott Copper Corp Process for in-situ mining
US3912330A (en) * 1974-03-04 1975-10-14 Us Interior Chemical mining of copper porphyry ores
US4132758A (en) * 1977-11-30 1979-01-02 Kennecott Copper Corporation Copper leaching employing nitrogen dioxide as oxidant
SE451463B (sv) * 1982-12-09 1987-10-12 Boliden Ab Forfarande for upparbetning av komplexa sulfidiska malmkoncentrat
US4647307A (en) * 1983-01-18 1987-03-03 Rein Raudsepp Process for recovering gold and silver from refractory ores
CA1219132A (en) * 1983-01-18 1987-03-17 Morris J.V. Beattie Hydrometallurgical arsenopyrite process
LU85385A1 (fr) * 1984-05-28 1986-01-29 Mines Fond Zinc Vieille Procede de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer
EP0272060A3 (en) * 1986-12-18 1990-08-01 Electrolytic Zinc Company Of Australasia Limited Hydrometallurgical recovery of metals and elemental sulphur from metallic sulphides
US5188713A (en) * 1991-03-05 1993-02-23 Envirochip Technologies Ltd. Process for recovery of metal
GB2253781B (en) * 1992-05-26 1993-04-28 Lyndon Ivor Bowen Suitcase,removable protective cover
CA2070315A1 (en) * 1992-06-03 1993-12-04 Robert N. O'brien Recovery of metal from an ore

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2010163664A (ja) * 2009-01-16 2010-07-29 Sumitomo Metal Mining Co Ltd ロジウムと銅との分離方法
JP2012522635A (ja) * 2009-04-01 2012-09-27 アース・リニューアル・グループ,エルエルシー 改良された水性相酸化方法
JP2014144452A (ja) * 2009-04-01 2014-08-14 Earth Renewal Group Llc 改良された水性相酸化方法
JP2016106023A (ja) * 2009-04-01 2016-06-16 アース・リニューアル・グループ,エルエルシー 改良された水性相酸化方法

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CZ282553B6 (cs) 1997-08-13
EP0677118A1 (en) 1995-10-18
PL310045A1 (en) 1995-11-13
ES2096447T3 (es) 1997-03-01
FI953562A0 (fi) 1995-07-26

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